Абдуллаев_диссертация
реклама
Министерство образования и науки Российской Федерации Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение высшего профессионального образования «Национальный минерально-сырьевой университет «Горный» На правах рукописи АБДУЛЛАЕВ МАКСИМ ДМИТРИЕВИЧ ОБОСНОВАНИЕ МЕТОДИКИ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ВЫСОТЫ УСТУПА ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ КРУТОПАДАЮЩИХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Специальность 25.00.21 – Теоретические основы проектирования горнотехнических систем Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук Научный руководитель: доктор технических наук, профессор Холодняков Г.А. Санкт-Петербург - 2015 2 Оглавление ВВЕДЕНИЕ ....................................................................................................................................4 1 СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА ВЫБОРА ВЫСОТЫ УСТУПА ПРИ ОТРАБОТКЕ КРУТОПАДАЮЩИХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ .............................................................................6 1.1 ЦЕЛЬ, ИДЕЯ И ОСНОВНЫЕ ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ .........................................6 1.2 ОБЗОР СУЩЕСТВУЮЩИХ МЕТОДОВ ОБОСНОВАНИЯ ВЫБОРА ВЫСОТЫ УСТУПА...................................................................................................................................11 2 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА .27 2.1 АНАЛИЗ МЕТОДОВ ОЦЕНКИ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ...............................................................................................................27 2.2 ВЫЯВЛЕНИЕ ОПТИМАЛЬНОЙ ВЕЛИЧИНЫ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ ....36 2.3 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2 ...................................................................................................42 3 ЗАВИСИМОСТЬ ПОКАЗАТЕЛЕЙ РАЗВИТИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ И ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ПО РУДЕ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ...........................................43 3.1 АНАЛИЗ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ КАРЬЕРА ПО РУДЕ ....................43 3.2 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ РАЗВИТИЯ ФРОНТА ДОБЫЧНЫХ РАБОТ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ................................................................................................................48 3.3 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ СКОРОСТИ ПРОХОДКИ ТРАНШЕЙ И СКОРОСТИ ПОНИЖЕНИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА.........................................54 3.4 ЗАВИСИМОСТЬ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КАРЬЕРА ПО ГОРНОЙ МАССЕ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ................................................................................................................83 3.5 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3 ...................................................................................................95 4 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА ПОКАЗАТЕЛИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ ГОРНЫХ РАБОТ ...............................................................................................98 4.1 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТИ 1 М3 ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ................................................................................................................98 4.2 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТИ ЭКСКАВАЦИИ 1 М3 СКАЛЬНОЙ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА .......................................................................................103 4.3 ЗАВИСИМОСТЬ РАСЧЕТНЫХ ЗАТРАТ НА ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ 1 М3 ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ПРИ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОМ И АВТОМОБИЛЬНОМ ТРАНСПОРТЕ .................................................................................108 4.4 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4 .................................................................................................129 5 УСТАНОВЛЕНИЕ РАЦИОНАЛЬНОЙ ВЫСОТЫ УСТУПОВ ДЛЯ КАРЬЕРА «ОЗЕРНОГО» ГОКА .................................................................................................................131 3 5.1 КРАТКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ .............................................131 5.2 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА РЕЖИМ РАБОТЫ ПО ГОРНОЙ МАССЕ И ПОКАЗАТЕЛИ РАЗВИТИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ ...........................................................136 5.3 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТЬ 1 М3 ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ, ЭКСКАВАЦИИ И ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ........................145 5.4 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА РАЗМЕРЫ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ ПРИ ДОБЫЧЕ ........................................................................................................................146 5.5 РАЦИОНАЛЬНАЯ ВЫСОТА УСТУПОВ ДЛЯ КАРЬЕРА ГОКа «Озерный» .........150 5.6 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 5 .................................................................................................155 ЗАКЛЮЧЕНИЕ..........................................................................................................................156 СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ .........................................................................................................161 4 ВВЕДЕНИЕ Открытый способ разработки как генеральное направление развития горнодобывающих отраслей промышленности России сохраняется для обеспечения топливом и минеральным сырьем потребностей энергетики, черной и цветной металлургии, химической индустрии, строительства, машиностроения, вычислительной техники, коммунально-бытового и сельского хозяйств и другие. Открытым способом добывается более 70 % полезных ископаемых, из них 100 % строительных материалов, флюсового и огнеупорного сырья, формовочных песков для керамики, 75 % горно-химического сырья, 70 % угля, 60 % руд черных и 50 % руд цветных, редких и радиоактивных металлов. [5,80]. Развитие железорудной базы черной металлургии за последние годы характеризовалось стабилизацией высокого (до 92,6 %) уровня удельного веса открытого способа добычи руд черных металлов, возросшей долей крупномасштабных карьеров, увеличением глубины разработок, усложнением в целом горно-геологических и горнотехнических условий добычи руд, что в свою очередь привело к непрерывному возрастанию трудоемкости выемки и транспортирования горных пород, снижению производительности горного и транспортного оборудования и увеличению себестоимости добычи руд. России принадлежит ведущее место по производству железной руды в странах СНГ, доля которой составляет 59,2 % (290,1млн т из 490,5 млн т). При этом наибольшая часть разведанных запасов сосредоточена в пределах Курской магнитной аномалии (КМА). Здесь в настоящее время разведано 18 железорудных месторождений с прогнозными запасами (до глубины 700 м) неокисленных кварцитов с содержанием железа 32-38 % около 850 млрд т и богатых железных руд (до глубины 1200 м) с содержанием железа 50-65 % более 80 млрд т. Помимо железных руд в недрах КМА содержатся промышленные запасы высококачественных бокситов (содержание глинозема 49-52. В настоящее время открытым способом разрабатываются три месторождения: Лебединское, Стойленское и Михайловское. Лебединский и Михайловский горно-обогатительные комбинаты являются крупнейшими в мире. Производительность Лебединского ГОКа составляет 53 млн т/год и может быть в ближайшей перспективе увеличена до 55 млн т/год руды за счет вовлечения в добычу запасов железистых кварцитов с больших глубин и прилегающих залежей. Основная продукция Лебединского ГОКа, разрабатывающего в настоящее время неокисленные железистые кварциты с содержанием железа 33,08%, представляется 5 товарным концентратом, дообогащенным концентратом, высококачественным концентратом и железорудными окатышами с содержанием железа от 66 до 71 %.На Михайловском ГОКе ежегодно добывается 46,5млн т сырой руды, в том числе 15,5 млн т товарной руды. Открытый способ разработки получил широкое применение в цветной металлургии. В настоящее время этим способом разрабатывают 60 месторождений цветных и редких металлов. Открытым способом добывается 62 % руд этой базовой отрасли народного хозяйства. Крупнейшим промышленным комплексом России по добыче и производству никеля, меди, кобальта, селена, серы и благородных металлов является «Норильский никель», разрабатывающий уникальные Талнахское и Октябрьское месторождения, богатые медно-никелевыми рудами. В состав этого комбината входит никелевый карьер «Медвежий ручей». К числу аналогичных глубоких карьеров (глубиной свыше 300 м, а на некоторых даже 400 м) цветной металлургии стран СНГ следует также отнести медно-молибденовый Агаракский, медно-молибденовый Кальмакырский, меднорудный Коунрадский, медно-серный Сибайский, молибденовый Сорский, никелевый Центральный и ряд других. В число перспективных объектов разработки месторождений открытым способом следует отнести: медные - Удоканское (Россия), Бощекульское и Актогайское (Казахстан); свинцово-цинковые - Горевское, Озерное, Холоднинское (Россия); вольфрамовое ВерхнеКайрактинское и молибденовое Коктенкольское (оба Казахстан) и другие. Открытым способом также разрабатываются все уникальные месторождения алмазов и добывается около 20 % урана. В ближайшей перспективе минерально-сырьевая база будет характеризоваться дальнейшим снижением качества полезных ископаемых, резким увеличением глубины их разработки, значительным усложнением горно-геологических и экономико- географических условий промышленного освоения месторождений. Удельный вес открытого способа сохранится на уровне 75 % за счет увеличения его в первую очередь в угольной промышленности и цветной металлургии. Изучение устойчивости откосов уступов и бортов глубоких карьеров, разработка методов их определения и искусственного повышения устойчивости, применения внутреннего отвалообразования при разработке крутых месторождений и другие. Экономические результаты добычи и переработки полезных ископаемых оказывают существенное влияние на экономику страны в целом. Для выполнения больших объемов с минимальными трудовыми, материальными и денежными затратами необходимо вести технологический процесс добычи полезных ископаемых при 6 оптимальных параметрах самого процесса и системы разработки, обеспечивая тем самым максимальную экономическую эффективность. Анализируя технико-экономические показатели предприятий, напрашивается вывод об общей тенденции увеличения основных показателей добывающих предприятий, в которых весь процесс добычи происходит открытым способом. 1 СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА ВЫБОРА ВЫСОТЫ УСТУПА ПРИ ОТРАБОТКЕ КРУТОПАДАЮЩИХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ 1.1 ЦЕЛЬ, ИДЕЯ И ОСНОВНЫЕ ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ Актуальность темы исследования. Одним из основных элементов системы разработки является уступ. Высота уступа, в свою очередь, важный параметр, который влияет на качественные и количественные показатели добычи полезного ископаемого. В практике проектирования, строительства и эксплуатации карьеров всегда приходится определять высоту уступов в соответствии с конкретными горногеологическими условиями, горнотехническими возможностями и рядом других факторов, требующих учета для определения этого важного параметра. При проектировании к таким факторам следует отнести: размер производительности по полезному ископаемому и продолжительность стабильного периода на этом уровне: сроки достижения выбранной или заданной производительности при минимальных сроках строительства и объемах горнокапитальных работ; наивыгоднейшее для этой производительности календарное распределение объемов работ по горной массе; минимальные затраты по сумме основных процессов на выемку 1 м 3 горной массы; технологическое оборудование, отвечающее данным условиям и производительности; сортность и качество добываемого полезного ископаемого и так далее. Иными словами, весь основной круг вопросов, связанных с проектированием карьера, необходимо решать в увязке с определением оптимальной величины высоты уступа. Проблема оптимизации параметров и конструкций бортов карьеров неразрывно связана с возможностью радикального сокращения затрат на эксплуатацию месторождения в целом, за счёт снижения объёмов вскрышных работ, либо роста доли отработки запасов месторождения эффективным открытым способом, при экономически целесообразном коэффициенте вскрыши. В настоящее время существующие нормативные 7 документы и принятые методы оценки устойчивости откосов уступов и бортов карьеров базируются, главным образом, на положениях механики грунтов и в своё время были разработаны, в основном, для относительно неглубоких карьеров в условиях массивов, представленных рыхлыми или непрочными осадочными породами. Распространение этих методов на скальные породы сопровождается излишним запасом в расчётах конструкции бортов и уступов. Указания по выбору высоты уступа не приводятся ни в нормах, ни в методиках технологического проектирования карьеров. Вопросом выбора высоты уступа занимались такие ученые, как С.Я. Арсеньев [10,15,17], А.И. Арсентьев [8-14], И.А., Кузнецов [35,36], Н.В. Мельников [39,40,41,42], Н.Н. Мельников [43], В.А. Симкин [77,78], С.П. Решетняк [70,71,72], В.В. Ржевский [73,74,104], К.Н. Трубецкой [85,86,87], А.С. Фиделев [91,92], С.И. Фомин [95,96,97], Г.А. Холодняков [13,98,99], В.С. Хохряков [103], Е.Ф. Шешко [104-106], О.В. Шпанский [107109], Б.П. Юматов [110]. В результате анализа прошлых исследований выявлено существование двух направлений при исследовании высоты уступа: первое базируется на учете технических показателей, второй – на методе технико-экономического анализа. Высота уступа определяется и обычно назначается постоянной на весь период отработки карьера. Более правильно считать, что высота уступов должна соответствовать условиям разработки карьера в каждый из его периодов работы. В настоящее время появляется новая, более производительная и функциональная горнодобывающая техника, для которой отсутствует технико-экономическое обоснование высоты уступов. Таким образом, для конкретных горно-геологических условий необходимо устанавливать оптимальную высоту уступов по влиянию перечисленных факторов (размер производительности по полезному ископаемому и продолжительность стабильного периода на этом уровне производительности: сроки достижения выбранной или заданной производительности при минимальных сроках строительства и объемах горнокапитальных работ; наивыгоднейшее для этой производительности календарное распределение объемов работ по горной массе; минимальные затраты по сумме основных процессов на выемку 1 м3 горной массы; технологическое оборудование, отвечающее данным условиям и производительности; качество добываемого полезного ископаемого и т.д.) При увеличении высоты уступа меняется также угол откоса конечного борта. При этом во многих случаях удается существенно увеличить углы наклона бортов и это вызовет существенную экономию средств, поскольку каждый градус наклона борта длиной 1 км приводит к снижению объёма вскрышных пород на 3-4% от их общего объёма. В целом увеличение углов наклона бортов работающих в настоящее время карьеров может достигать десяти градусов, и тогда экономический эффект от реализации 8 этой разработки составит несколько сотен миллионов рублей на каждом карьере [43]. Уменьшение объёмов вскрышных пород, которые необходимо было бы вывезти и разместить в отвалах при существующих значениях углов наклона бортов, для карьера глубиной порядка 500 м составляет около 80 млн. м3. В определённых случаях за счёт перехода на более крутые борта может быть также увеличена на несколько десятков и даже сотен метров глубина открытых горных работ [1,2]. В методологии проектирования карьеров отсутствуют научно обоснованные методики определения высоты уступа с учетом системного подхода. Установленные зависимости параметров и показателей системы разработки от высоты уступов карьера, позволят принимать обоснованные, достоверные проектные решения и повысить эффективность эксплуатации месторождения. По этой причине автор посвятил свое исследование выявлению степени влияния высоты уступов на основные показатели развития горных работ, и эффективность технологических процессов. Цель работы. Обоснование методики определения высоты уступа при проектировании открытой разработки крутопадающих месторождений с учетом влияния современных горногеологических и горнотехнических факторов, позволяющей повысить достоверность и эффективность проектных решений. Идея работы. Выбор высоты уступа для разработки крутопадающих месторождений должен быть обоснован и подкреплен результатами комплексного анализа ее влияния на потери, засорение и разубоживание, скорость понижения горных работ, производительность по руде и горной массе, коэффициент вскрыши, а также на экономические показатели технологических процессов в карьере. Задачи исследования: 1. Анализ существующих методов определения высоты уступа. 2. Анализ влияния высоты уступа на потери, засорение и разубоживание руды, производительность карьера по руде и горной массе. 3. Установление зависимостей экономики технологических процессов от высоты уступа. 4. Теоретическое обоснование и разработки методики определения высоты уступа при проектировании открытой разработки крутопадающий месторождений. 9 5. Оценка экономической эффективности реализации проектных решений по обоснованию выбора высоты уступа для карьера, разрабатывающего крутопадающее месторождения. Научная новизна работы: 1. Установлены аналитические зависимости потерь, засорения и разубоживания от высоты уступа при изменении угла падения залежи при открытой разработке крутопадающих месторождений. 2. Выявлены аналитические зависимости показателей добычных работ, производительности карьера по руде и горной массе от высоты уступа при открытой разработке крутопадающих месторождений. 3. Установлены зависимости экономических показателей технологических процессов (буровзрывные работы, погрузка и транспортирование) от высоты уступа. Положения, выносимые на защиту: 1. Выбор высоты уступа должен осуществляться при рациональном соотношении потерь, засорения и и разубоживания, по условию, что прибыль, которую можно получить от использования теряемых руд, равняется экономическому ущербу, получаемому от засорения. 2. Производительность карьера по руде при ведении добычных работ должна определяться с учетом зон с изменением горногеологических и горнотехнических условий разработки, где требуется изменение высоты уступа, обеспечивающая эффективность и достоверность проектных решений. 3. Определение высоты уступа должно производится на основе оптимального режима работ неравномерности по λ, горной массе, условий при залегания единовременном полезного учете ископаемого, коэффициента стабильной производительности и качества выдаваемой руды, себестоимости процессов бурения, взрывания, экскавации и удельных эксплуатационных затрат на транспортирование горной массы, путем дисконтирования. Методы исследований. Общей теоретической и методологической основой работы является комплексный подход, включающий анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области методологии проектирования карьеров, отрабатывающих крутопадающие месторождения, обобщение производственной и проектной практики. В качестве основных методов исследований использовались: мониторинг технологических процессов карьера, геоинформатика и моделирование на персональных компьютерах; системный 10 анализ при исследовании процессов, зависящих от принятой высоты уступа; методы сметных расчетов; классические экономические методы. Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечивается применением комплексного подхода, включающего анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области проектирования карьеров; обширным привлечением проектных и фактических материалов по работе отечественных и зарубежных карьеров-аналогов; использованием геоинформатики и моделирования на персональных компьютерах, классических экономических теорий, системным анализом при исследовании влияния высоты уступа на карьерах, разрабатывающих крутопадающие месторождения. Практическая значимость работы: 1. Разработана методика определения высоты уступа с учетом взаимовлияющих факторов, позволяющая повысить экономическую эффективность и достоверность проектных решений при открытой разработке крутопадающих месторождений. 2. Методики и проектные решения, полученные в результате исследований, могут быть внедрены в проектных организациях и на карьерах, отрабатывающих крутопадающими месторождениями. Апробация работы. Основные положения диссертационной работы в целом и отдельные ее положения докладывались, обсуждались и получили одобрение на конференциях «Освоение минеральных ресурсов СЕВЕРА: проблемы и решения» (Воркута, 2011, 2012, 2013), на международной научно-практической конференции молодых ученых и студентов «Опыт прошлого – взгляд в будущее» (Тула, 2011 г.), международном форуме молодых ученых «Проблемы недропользования» (Санкт-Петербург, 2013, 2014), на заседаниях кафедры Разработки месторождений полезных ископаемых Национального минерально-сырьевого университета «Горный». Основные положения диссертационной работы опубликованы в 5 печатных работах, в том числе 2 в журналах, рекомендованных ВАК Минобрнауки. Диссертация состоит из введения, пяти глав и заключения, содержит 169 страниц, 29 таблиц, 21 рисунок и список литературы из 110 наименований. 11 1.2 ОБЗОР СУЩЕСТВУЮЩИХ МЕТОДОВ ОБОСНОВАНИЯ ВЫБОРА ВЫСОТЫ УСТУПА Одним из первых метод определения экономически выгодной высоты уступа предложил в 1932 г. И.А. Кузнецов [35,36]. Им, в зависимости от высоты уступа, были установлены эксплуатационные расходы на: 1) БВР 2) Разработку и уборку породы 3) Укладку рельсовых путей 4) Перестилку рельсовых путей 5) Устройство приемных площадок 6) Подъем 7) Водоотлив 8) Уступные выработки 9) Подчистку площадки уступов. Затраты по процессам 1-5 и 8-9 по исследованиям И.А.Кузнецова [35,36] обратно пропорциональны высоте уступа, при которой имеется минимум эксплуатационных расходов по процессам. И.А. Кузнецов приводит аналитическое выражение по определению высоты уступа, соответствующей минимуму расходов. Рассматривая этот метод с точки зрения современной техники открытых работ, можно, конечно, указать на ряд устаревших представлений в исследовании [36], так как, естественно, технический прогресс вносит много изменений. Нам представляется более важной методическая сторона исследования – она не потеряла актуальности. Далее рассмотрены основные методики расчета применяемой высоты уступа, которые в том или ином виде получили развитие в трудах современных исследователей [5,6,7,13,14,38,85,86,87,90,95,100,103,108]. В 1939 году были опубликованы два исследования, в которых впервые обосновывались расчетные методы определения высоты уступа при применении железнодорожного транспорта. В 1950 г. Е.Ф. Шешко [105] указывает, что «высота уступа устанавливается по совокупности влияния факторов мощности разрабатываемых пород, их физических свойств, производительности карьера, способа буро-взрывных работ, способа выемки, транспортных условий и рабочих параметров основного оборудования». В этой работе не дается расчетных методов определения высоты уступа, но выдвигается одно важное положение, о том, что ширина развала породы после взрывания не должна превышать величины (0,5-1,5)R, где R – радиус черпания на уровне стояния экскаватора. В исследованиях Мельникова Н.В. [39,40,41,42] предлагается высоту уступов определять: 1) При однорядном взрывании скважин на основе выражения: h 0,7a sin sin ,м K p sin( ) (1.1) 12 2) При однорядном взрывании скважин на основе выражения: h 0,7a sin sin ,м K p (1 ) sin( ) (1.2) В работе Фиделева А.С. [88] рекомендуется высоту уступа определять по формуле h a 2 sin sin , м, 2 K pW sin( ) (1.3) здесь: a – ширина развала взорванного уступа, м; a 0,8( Rp Rч ) c (1.4) R p - максимальный радиус разгрузки, м; Rч - максимальный радиус черпания, м; c - расстояние от нижней бровки развала до оси пути, м; , - углы откоса соответственно уступа и развала, град; K p - коэффициент разрыхления породы; - отношение длины линии сопротивления по подошве к высоте уступа; - отношение расстояния между рядами скважин к длине линии сопротивления по подошве; W - линия сопротивления по подошве, м; Выражения (1.1-1.3) являются идентичными. Формулу (1.3) можно получить из (1.1). Идентичность формул вытекает из общности предпосылок для решения задачи, учитывающих сложившуюся к тому времени практику. Высота уступа должна быть такой, чтобы при его взрывании образовывался развал породы шириной, равной сумме линейных параметров экскаватора коэффициентом оборудования. 0,8 для создания нормальных условий работы ( R p Rч ) с погрузочного 13 В предложенном методе не учитываются возможные формы развала. Применение этих формул также встречается с трудностями, ибо угол откоса развала – величина переменная и может быть определена только в результате опыта разработки. В 1954 году А.С. Фиделев усовершенствовал метод расчета высоты уступа [91]. Он предложил определять высоты уступа с помощью графоаналитического метода путем совместного решения двух уравнений относительно высоты уступа (h) и линии сопротивления по подошве (W) – уравнения (1.3) и уравнения, выведенного М.Г. Новожиловым [49]: h m( Z n)W , м, m qkW 2 (1.5) здесь: m - вместимость ВВ в 1 пог.м. скважины, кг; Z - коэффициент забойки; n - коэффициент перебура; q - удельный расход ВВ; k - коэффициент сближения скважин в ряду; Совместное графическое решение уравнений (1.3 и 1.5) возможно благодаря тому, что с увеличением W величина h в уравнении (1.3) снижается, в уравнении (1.5) возрастает. Точка пересечения графиков дает неполный ответ. Усовершенствованный метод, как и прежний, применим только при однорядном расположении скважин. Этот метод расчета автор предлагает использовать также и при организации работ с погрузкой навала из двух заходок при одной передвижке забойных путей. Однако, как заметил в своем исследовании Плыгунов В.С. [63], получаемая при этом ширина развала не соответствует параметрам экскаватора. В.С. Плыгунов при нахождении значения h по формуле (1.3) предлагает определять ширину развала из условия полного использования параметров экскаватора, пользуясь выражением: a nR0 (sin sin x), м, где: n - число заходок экскаватора; R0 - радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м; 14 и x - углы поворота экскаватора соответственно во внутреннюю и внешнюю сторону забоя, градусов; Трудности, которые имеют место при определении высоты уступа аналитическим методом, привели к тому, что некоторые авторы предложили эмпирические формулы, полученные на основе обработки методами математической статистики результатов работы в конкретных горнотехнических условиях карьеров. В частности, Бунин А.И. [19] в 1950 г. для определения высоты уступа рекомендует пользоваться следующими формулами: а) при разработке скальных легковзрываемых пород: h K1 ( Rч R p ) l n K2 ,м (1.6) б) при разработке скальных трудновзрываемых пород: h nd 2 b , м, ctg (1.7) где: l - расстояние от оси забойного пути до кромки развала, м; K1 - отношение наивыгоднейшего радиуса действия к высоте уступа; n - отношение ширины развала к высоте уступа; K 2 - отношение линии наименьшего сопротивления к высоте уступа; n - коэффициент нормальной работы колонкового заряда; d - диаметр скважины, м; b - расстояние от оси скважины до верхней бровки уступа, м; Известны также некоторые другие расчетные формулы по установлению высоты уступа, в частности, Молчанов П.В. [47]. Он считает, что высота уступа ограничивается скоростью подвигания фронта работ и рабочими размерами горного оборудования. По данным исследований, с увеличением высоты уступа снижается стоимость выемки горной массы. 15 В 1964 г. были выполнены исследования Б.А. Симкиным [77] и Н.П. Сеиновым [78]. Они предложили определять оптимальную высоту уступа по минимуму затрат. Предложены две формулы: а) по минимуму стоимости содержания горного и транспортного оборудования: h q0 q ( K п 0 K t nK b lK з ) , м y0at0 С1 (1.8) б) по минимуму затрат на приобретение горного и транспортного оборудования: h q0 q (nKb 0 Kt lK з ) K экс Pэ K экс Pл , м y0at0 С1 (1.9) где: q0 - грузоподьемность поезда, т; y0 - скорость подготовки уступа, м2/смен; - объемный вес горной массы, т/м3; a и a1 – показатели стоимости содержания и приобретения погрузочного оборудования, тыс. руб. t 0 - время обмена поезда у экскаватора, час; K п - расходы на содержание локомотивных и поездных бригад, руб/год; K t - стоимость содержания локомотива, отнесенная к 1 т сцепного веса локомотива, руб/год; n - число вагонов в поезде, шт; K b и K b - соответственно, стоимость содержания и приобретения одного думпкара, руб/год; тыс. руб; l - длина забойных путей, км; K з и K з - соответственно, стоимость содержания и прокладки 1 км ж/д путей, руб/год.км; т. руб/км; K t - стоимость 1 т сцепного веса локомотива, т.руб/т; 16 K экс - расходы по жилищно-бытовому и культурному строительству на трудящегося, тыс. руб/чел; Pэ и Pл - списочное число трудящихся, приходящееся, соответственно, на один экскаватор и локомотивосостав, чел; Важно отметить, что высоты уступа, установленные из условий эксплуатационных и капитальных затрат, являются близкими между собой значениями или совпадают. Это означает, что высота уступа может быть установлена или только из минимума эксплуатационных затрат, или только из условия минимума капитальных затрат. Анализ выражений (1.8) и (1.9) показывает, что на величину высоты уступа главным образом оказывают влияние темп подготовки запасов к выемке и содержание оборудования на уступе. В своих исследованиях авторы указывают на то, что применение высоких уступов в благоприятных условиях имеет целый ряд существенных с точки зрения производства достоинств: Уменьшается количество рабочих горизонтов, пунктов прямых путей рабочих горизонтов к трассе капитальных траншей, что упрощает путевое развитие в карьере и содержание забойных и соединительных путей, увеличивается концентрация работ на рабочем горизонте и упрощается организация по обеспечению забоев порожними поездами. Однако, в случае, если при выборе высоты уступа ее величина 25 и более метров, целесообразно в период строительства карьеров и при нарезке новых рабочих горизонтов первоначальные строительные и нарезные работы производить уступами высотой 12-16 м, а затем сдваивать их. В работах ряда исследователей отмечается влияние высоты уступа на отдельные технологические и экономические показатели карьера. В.В. Ржевский [73] указывает, что высокие уступы позволяют улучшить режим горных работ карьера за счет увеличения углов откоса рабочего борта. А.И. Арсентьев в работе [9] выявил зависимость и дал интерпретацию влияния высоты уступа на скорость углубки карьера, при этом на значительность данного фактора при оценке скорости понижения горных и добычных работ. В более поздней совместной работе А. И. Арсентьева и Г.А. Холоднякова [13] систематизируются все прошлые исследования, принимая во внимание такие факторы, как: условия залегания и свойства горных пород; необходимая интенсивность отработки месторождения; календарный план вскрышных работ; требуемое качество выдаваемого из карьера полезного ископаемого; параметры буровзрывных работ; условия работы 17 экскаваторов и условия транспортирования пород. Учитывается также возможность работы экскаваторов с углами откосов рабочего уступа, соответствующими траектории движения ковша. В частности, выявлены и описаны зависимости объемов вскрышной и разрезной траншей, допустимой скорости углубки карьера, изменений производительности карьера, зависимости качества полезного ископаемого и показателей буровзрывных работ от высоты уступа. В трудах К.Н. Трубецкого [85,86,87] рассматриваются, ко всему прочему, условия расчета высоты вскрышного уступа при перевалке пород в выработанное пространство и приводятся схемы при отработке вскрышного уступа при перевалке пород мехлопатой и драглайном при разных схемах экскавации. В вопросе выбора высоты добычного уступа приводятся формулы, разработанные Н.В. Мельниковым [39]. Таким образом, анализ вышеприведенных работ показывает, что существуют два направления при исследовании высоты уступа. Первое базируется на учете технических показателей, а второе – на методе технико-экономического анализа. Первое направление представлено исследованиями Н.В. Мельникова [39,40,41,42], А.С. Фиделева [91,92], П.В. Молчанова [47], А.И. Бунина [19], В.С. Плыгунова [63] и других. Второе характерно, прежде всего для работ И.А. Кузнецова [35,36], В.А. Симкина [42,77,78] и Н.П. Сеинова [78]. Разделение месторождения на отдельные слои, приобретающие при эксплуатации карьеру уступную форму, представляет сложную задачу, требующую для конкретных условий самостоятельного исследования. Поэтому, часто при выборе высоты уступа и разделения конкретного месторождения на слои приобретает в отдельные периоды существования карьера ведущие значения тот или иной фактор. В настоящее время, в практике проектирования не учитываются фундаментальные исследования ученых, и основное условие при выборе высоты уступа является его устойчивость в процессе работы карьера, обеспечивающая безопасность ведения горных работ [109]. Согласно Федеральным нормам и правилам: Высоты уступа должна определяться проектом с учетом результатов исследований физико-механических свойств горных пород и горно-геологических условия их залегания, а также параметров применяемого оборудования. Не допускается на уступе образование козырьков и навесей. При разработке вручную рыхлых устойчивых плотных пород – 6 м, рыхлых неустойчивых сыпучих пород – 3 м [89]. В «Нормах технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с открытым способом разработки» отсутствует упоминание о 18 критериях выбора высоты уступа. В «Нормах технологического проектирования горнорудных предприятий» вся суть выбора высоты уступа представлена в одном абзаце: «9.2. Высоту рабочего уступа определять в соответствии с «Едиными правилами безопасности при разработке месторождений полезных ископаемых открытым способом», на основании технико-экономических расчетов.» [53]. Шпанский О.В. [107,108] в своих трудах, как и многие его предшественники, также основопологающим условием при выборе высоты уступа определяет условия безопасности. В частности, для рыхлых пород условие выбора высоты уступа имеет вид: hз h Hч , (1.10) где: hз – высота забоя, м; hз – высота уступа, м; Hч – высота черпания экскаватора, м. Минимальная высота забоя, в свою очередь, определяется из условия наполнения ковша за один цикл, что, как правило, соответствует 2/3 высоты расположения напорного вала экскаватора, но во всех случаях она не должна быть меньше двойной-тройной высоты ковша. В случае скальных горных пород условия критерии выбора высоты уступа сводятся к «Правилам безопасности…»: При разработке крепких пород одноковшовыми экскаваторами типа механической лопаты с применением взрывных работ при одно- и двухрядном взрывании высота уступа h не должна более чем в 1,5 раза превышать высоту черпания экскаватора Hч. При этом высота развала hр не должна превышать высоту черпания экскаватора, то есть h 1,5H ч , но при этом hр H ч (1.11) При разработке мехлопатами крепких пород с применением многозарядного взрывания высота развала не должна более чем в 1,5 раза превышать высоту черпания экскаватора. При экскавации горной массы из таких развалов должны осуществляться дополнительные меры, препятствующие произвольному обрушению образующихся «козырьков» и нависей [82]. Высота уступов, определенная по условиям устойчивости, в подавляющем большинстве случаев получается большей, чем при определении с учетом других факторов, поэтому во многих случаях устойчивость уступов не рассчитывается. В таблице 1.1 представлены типовые высоты уступа и параметры забоя при применении механических лопат с погрузкой на уровне стояния [53,54]. 19 Таблица 1.1 – Типовые высоты уступа и параметры забоя при применении механических лопат с погрузкой на уровне стояния ЭКГ-12,5; ЭКГ-5А; ЭКГ-8И; ЭКГ-4,6Б ЭКГ-10 10,3 12,5 15,6 17,1 10 12,5 15 17 Без подпорной стенки 15 20 22 25 С подпорной стенкой 12,5 17 18,7 21 14 18 22 25 За один проход 9-11 10-17 15-23 15-20 За два прохода 15-24 12-37 17-40 16-43 9-12 10-19 16-24 15-22 Внешней 5 5,8 7,2 7,5 Внутренней 9 12,2 14,8 13,5 Элемент забоя Максимальная высота черпания экскаватора, м Максимальная высота ЭКГ-15; ЭКГ-6,3Ус; ЭКГ-8У ЭКГ-8Ус уступа при отработке, м Без буровзрывных работ С буровзрывными работами Ширина заходки по целику при отработке, м: Без буровзрывных работ С буровзрывными работами без подпорной стенки С подпорной стенкой За один проход Расстояние от оси хода экскаватора до бровки забоя, м Также следует использовании упомянуть про особенности выбора высоты уступа при гидравлических экскаваторов. Максимальная высота уступа для гидравлических экскаваторов рассчитывается по следующей формуле: H y max ( Rч max Lх )tg k H ч max , (1.12) Rчmax – максимальный радиус черпания; Lx – длина гусеничной тележки, через которую учитываются конструктивные параметры экскаватора и ширина 20 предохранительной площадки между гусеницами и откосом уступа; αк – угол откоса уступа, скорректированный по отношению к αр по зависимости на графике 1.1. Рисунок 1.1 - График зависимости угла откоса уступа αк от угла устойчивого откоса αр При работе мехлопаты с верхней погрузкой (рисунок 1.1) высота уступа ограничена высотой разгрузки экскаватора Hрmax и радиусом разгрузки Rр и может быть рассчитана по формулам hmax H p max lв е (1.13) П П hmax Rp Rч. у. т Z т tg , 2 2 (1.14) где lв - высота думпкара или кузова автосамосвала от кровли уступа, м; е безопасное расстояние между кузовом и ковшом в момент разгрузки, м ( е =0,5-0,7 м); Rч. у. - радиус черпания экскаватора на уровне стояния, м; П т - ширина транспортной полосы, м; Z - ширина призмы возможного обрушения; м. В соответствии с «Правилами безопасности…» [86], расстояние от бровки уступа до оси железнодорожного пути или П автодороги Z т устанавливается проектом, но должно быть не менее 2,5 м; - угол 2 откоса уступа, градус. В устойчивых породах =60°-70°. Ее можно рассчитывать исходя из условия, чтобы развал горной массы был убран за один проход экскаватора: h 1,05Rч. у. , k р (1.15) 21 где tg tg р tg tg р , - отношение линии наименьшего сопротивления к высоте уступа (обычно =0,55-0,7). Величину h при работе экскаватора верхней погрузкой можно также принимать в соответствии с данными таблицы 1.2. Углы устойчивого откоса уступа, равные 34°,45° и 70°, соответствуют мягкими, полускальными и скальными породами. Таблица 1.2 – высота уступа при работе экскаватора с верхней погрузкой Параметры ЭКГ-4У ЭКГ- ЭКГ- (ЭКГ-5Ус) 6,3У 8У Угол устойчивого откоса уступа, градус 34 45 70 34 45 70 34 45 70 рабочего 60 60 80 60 60 80 60 60 80 Высота уступа (глубина 8 10,5 11 13 16,5 18 12 16 18 25 25 34 Угол откоса уступа, градус траншеи), м Нормальная ширина 19 19 24 23 23 31 заходки, м Фактические данные по параметрам элементов системы разработки на рудных карьерах некоторых зарубежных стран приведены в таблице 1.3. 22 Таблица 1.3 - Параметры элементов систем разработки на некоторых зарубежных карьерах Ширина рабочей площадки, м Ширина заходки, м Вместимость ковша экскаватора, м Вид забойного транспорта Автомобильный Страна Руда Порода Minntack США Таконит Ледниковые наносы 12,2 60,5 11,3 4,9-10,7 Eree США Таконит То же 10,7 60,5 8,2 6,1-12,2 Hebing Taconite JerricanyonLowernork США США Таконит Золото 13,7 4,5 Менее 90 Менее 90 15,1 9,4 7,6-12,2 4,6 9,7 Железнодорожный и автомобильны Автомобильный Автомобильный National США Таконит 12,2 Менее 90 15,1 6,1-10,7 Автомобильный Burgham США Медесодержащие халькопирит, борнит, халькозин 15,2 64 15,2 21-25,6 Автомобильный, железнодорожный Peter Mitchel США Таконит 10,7 50-60 12 8,4-9,2 Автомобилный Eagle Mountain США Магнезит, гематит 13,7 30,5 12-17 4,6-9,1 Автомобильный Climax США Молибденовый концентрат 12,2 60 12,0 11,3,9 Автомобильный Mountright Канада Железная руда 12,2 30,0 27,0 6,1-7,6 Автомобильный Carol Канада Железная руда 13,718,3 45,1 27,0 7,6 Кварцит Ледниковые наносы, сланец Порфиры, известняки Ледниковые наносы Кварциты, кварц Ледниковые наносы, песчаники, кварциты Песчаники, кварциты Кварциты, сланцы, песчаники 22 Карьер Высота уступа, м Продолжение таблицы 1.3 23 Ширина рабочей площадки, м Ширина заходки, м Вместимость ковша экскаватора, м Вид забойного транспорта Карьер Страна Руда Порода Высота уступа, м Palabora ЮАР Медная руда Кварциты 12,215,2 30,0 24,0 7,5 19 Автомобильный (Троллейвозы) Malanjkhand Индия Медная руда 12,0 35,0 9,0 4,6 9,2 Автомобильный Jwaneng Ботсвана Алмазы 12 60 11,0 7,6 Автомобильный Araks Бразилия Ниобий 10 35 8,0 4,6 Автомобильный Mount Tom Drice Австралия Железная руда 13,6 65 12 3,4 9,2 Автомобильный Paraburdo Австралия Железная руда 13,3 67 11,8 9,1 Автомобильный Песчаники, конгломераты Наносы, кимберлиты Песчаники Алевролиты, диабаз Сланец, диабаз 23 24 При разработке горизонтальных и пологих месторождений мощность залежей и покрывающих пород обычно предопределяет высоту и число уступов. При чередовании горизонтальных и пологих пластов высоту уступа определяют в зависимости от мощности отдельных пластов и залегающих между ними слоев вскрышных пород с учетом обеспечения необходимого качества полезного ископаемого. При разработке наклонных и крутопадающих залежей, представленных преимущественно скальными и полускальными породами, высота уступа определяется в основном показателями технологических процессов, потерь и разубоживания полезного ископаемого, требуемой производительностью карьера и условиями вскрытия рабочих горизонтов. Принимаемые при проектировании значения высоты уступов и углов откосов рабочих уступов во многом определяют размеры рабочих площадок и, как следствие этого, угол наклона рабочего борта карьера [108]. Необходимо также учитывать возможность селективной выемки. Всегда желательно, чтобы уступ был сложен однородными горными породами, в добычном уступе было бы как можно меньше пород вскрыши, а во вскрышном – полезных ископаемых [82]. Комплексная оценка влияющих факторов и показателей позволяет более объективно подойти к выбору высоты уступов. Следует иметь в виду, что на многих месторождениях изменяются по глубине горногеологические условия разработки: угол падения залежи, горизонтальная и нормальная мощность рудного тела, качество полезного ископаемого, угол углубки добычных работ и ряд других факторов. Изменение горногеологических условий приводит к изменению главных показателей ведения горных работ, а именно: производительности карьера по руде и горной массе. Стабилизация уровня производства и соответствия качества руды установленным кондициям в процессе эксплуатации требует изменения параметров системы разработки, а в ряде случаев и схемы вскрытия отдельных горизонтов или групп горизонтов. Высота уступа определяется и обычно является постоянной на весь период отработки карьера. Более правильно считать, что высота уступов должна соответствовать условиям разработки карьера в каждый из его периодов работы. Ранее проведенные исследования позволяют с той или иной степенью точности определить высоту уступов для разработки месторождения в целом. Причем, высота уступа будет отвечать принципу рациональности с точки зрения параметров 25 рассматриваемого погрузочного оборудования. Однако полученное значение высоты уступа не будет отвечать оптимуму по совокупности всех влияющих на нее факторов. Для этого необходимо исследовать влияние высоты уступа на такие показатели работы карьера, как потери и засорение руды, производительность по руде и горной массе, а также экономику технологических процессов (буровзрывные работы, погрузка и транспорт). При установлении высоты уступов безусловно должен учитываться фактор безопасности ведения горных работ. В соответствии с «Правилами безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых» [89], высота уступа в крепких нетрещиноватых пород при разработке их мехлопатами с применением взрывных работ не должен превышать максимальную высоту черпания более чем в 1,5 раза. Это продиктовано безопасностью работы экскаватора и зависит, в основном от двух факторов. Во-первых, значение высоты уступа в пределах возможного ее изменения по условиям безопасности работы экскаватора зависит, как следует из работ А.И. Арсентьева [8,12,13,14], от устойчивости откоса уступа, выраженной через коэффициент трения «f». Согласно методике А.Г. Фисенко [93,94] расчета устойчивого угла откоса борта карьера, предельная высота вертикального откоса для скальных пород составляет, как правило, более 25 м, то есть превышает высоту, допустимую по условиям черпания экскаватора. Следовательно, этот фактор в крепких скальных породах при соответственной сборке верхней бровки уступа от заколов и нависей может допускать превышение величины уступа по сравнению с максимальной высотой черпания. Вторым фактором, ограничивающим безопасную высоту уступа, является высота навала взорванной горной массы, которая не должна превышать параметры черпания погрузочной машины. Практика работы ряда крупных карьеров (Михайловский ГОК, Стойленский ГОК, Качканарский ГОК) показывает возможность снижения навала горной массы путем снятия верхней части взорванной породы экскаватором. Это объясняется тем, что стоимость экскавации в общей себестоимости 1 м3 горной массы по основным технологическим процессам невелика и составляет порядка 10-15%, то есть незначительные затраты на экскавацию экономически оправдываются при ведении горных работ с рациональной высотой уступов, определенной по совокупности влияющих факторов. 26 Так, например, в обосновании, выполненном институтом Гипроруда, к проектному заданию расширения и реконструкции Коршуновского ГОКа до 14 млн. тонн сырой руды в год убедительно доказаны преимущества 20 и 15 м уступов по сравнению с 10 м с учетом мероприятий по обеспечению безопасности верхней бровки уступа и понижению навала взорванной массы экскаватором [55,84]. 27 2 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА 2.1 АНАЛИЗ МЕТОДОВ ОЦЕНКИ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ ПРИ ОТРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ При любом способе разработки месторождений неизбежны потери руды и расхождение между ее качеством в недрах и в руде, выдаваемой на фабрику. Оба эти показателя играют существенную роль при оценке экономической эффективности работы горного предприятия и для конкретных условий могут изменяться в зависимости от принятой системы разработки и организации производства горных работ. Причем, на карьерах одним из основных факторов, влияющим на показатели количественных и качественных потерь, является высота рабочего уступа. В исследованиях П.И. Городецкого [23] даются определения и выведены зависимости для нахождения показателей количественных и качественных потерь запасов полезного ископаемого. Потери руды представляют разность между запасами в недрах и добытым ее количеством в карьере. Данные исследования в дальнейшем имеют подтверждение в работе Холоднякова Д.Г [99]. Отношение величины потерь руды к ее запасам в недрах, выраженное в долях единицы или в процентах, представляет собой коэффициент потерь руды при эксплуатации (ηп), а отношение количества извлеченной при эксплуатации руды к ее запасам – коэффициент извлечения запасов руды (ηи): п P P P P и P (2.1) (2.2) где: P– запасы руды в границах карьера, тонн; ΔP – потери руды при эксплуатации, тонн. Засорение и разубоживание, являющиеся следствием примеси боковых и налегающих пород или породы из прослойков представляют отношение разности содержаний полезного компонента в недрах и в добытой рудной массе к исходному содержанию в недрах (2.3): в eн eэ eн (2.3) Или, если примешиваемые породы содержат полезный компонент, то может быть определено весовое разубоживание по следующей зависимости [16]: 28 в eн eэ eн eп (2.4) где: eн - содержание полезного компонента в недрах или в геологических запасах, %; eэ - содержание компонента в добываемой руде или в эксплуатационных запасах,%; eп - содержание компонента в примешиваемых породах, %. Указание зависимости для определения разубоживания получаются путем решения двух уравнений – баланса руды и баланса полезного компонента [23]: Pэ P P V (2.5) Pэeэ Pe н Pe н Ve п (2.6) где: Pэ – эксплуатационные запасы руды в границах карьера, тонн; ΔV – количество породы с содержанием e п , попадающее в руду при добыче, тонн. Как видно из размерности величин, входящих в уравнения, показатель в характеризует весовое разубоживание. Для определения в может быть использована [23] также зависимость в V Pэ (2.7) П.И. Городецкий в своих исследованиях [23] установил зависимость между коэффициентами извлечения и потерь руды и коэффициентов весового разубоживания: и Pэ 1 в P п 1 (2.8) Pэ 1 в P (2.9) Учитывая, что количество породы, попадающее в руду при добыче, V и эксплуатационные запасы руды в границах карьера Pэ могут быть выражены в куб. м, следует ввести понятие коэффициента объемного разубоживания о , который представляет отношение ΔV и Pэ, выраженных в куб.м. Поскольку объемный вес примешиваемых пород γп, как правило, меньше объемного веса руды γр, то, следовательно, величина коэффициента объемного разубоживания о больше величины коэффициента весового разубоживания в . 29 Выражения (2.7 - 2.9) для определения качественных и количественных потерь могут успешно использоваться непосредственно при работе горного предприятия, когда значения eн и eп известны на основании данных эксплуатационной разведки, eэ - на основании данных химических анализов фабрики, а P и Pэ - на основании данных маркшейдерских замеров и контрольного взвешивания на фабрике. При проектировании указанные выражения для использования с целью определения качественных и количественных потерь руды непригодны, ибо конечной искомой величиной является eэ - содержание компонента в добываемой руде, которую можно определить только зная значение коэффициента весового разубоживания. В свою очередь коэффициент весового разубоживания может быть найден только после определения эксплуатационных запасов Pэ. Следовательно, эксплуатационные при запасы проектировании, руды в карьере, вначале необходимо определять которые характеризуются суммой промышленных запасов руды в карьере и примешиваемых вскрышных пород за вычетом потерь промышленной руды в период эксплуатации. Для расчета эксплуатационных запасов целесообразно пользоваться коэффициентом засорения в объемном выражении, который представляет собою отношение объема примешиваемых пород к объему промышленной руды без учета потерь ее при эксплуатации: По V P (2.10) В практике проектирования, как правило, эксплуатационные запасы имеют весовое выражение, поэтому следует ввести понятие коэффициента засорения, выраженного в весовом соотношении: Пв По п р (2.11) Эти коэффициенты характеризуют количественную сторону движения запасов при разработке, то есть показывают объем или масса (в процентах или долях единицы) вмещающих пород, примешиваемых к промышленным запасам руды. Эксплуатационные запасы в тоннах в соответствии с формулой 2.4 могут быть выражены: Pэ P1 Пв п (2.12) Оценив количественную сторону запасов, необходимо дать и качественную их 30 характеристику и, прежде всего, найти долю вмещающих пород в эксплуатационных запасах. Используя выражения (2.1), (2.7) и (2.12), находим значение каэффициента разубоживания в весовом выражении в V п P1 П в п (2.13) В общем виде содержание полезного компонента в эксплуатационных запасах или в руде, выдаваемой из карьера, может быть выражено формулой: eэ 1 в eн в eп , % (2.14) eэ eн в eн eп , % (2.15) или В процессе отработки уступа, плоскость откоса уступа, перемещаясь в пространстве, подходит к контакту вмещающих пород и рудной залежи (Рисунок 2.1). На этих контактах, вследствие несовмещения угла откоса уступа и угла падения рудной залежи, и возникают потери и засорения руд, величина которых зависит от взаимного положения откоса рабочего уступа и плоскости контакта рудного тела. Объем потерянных руд для одного уступа на одном контакте определяется геометрическим путем по выражению: а) при развитии горных работ от висячего бока к лежачему: P (h a) 2 ctg ctg Z k , м3 2 (2.16) б) при развитии горных работ от лежачего бока к висячему: P (h a) 2 ctg ctg Z k , м3 2 (2.17) Объем примешиваемых пород для одного уступа будет равен соответственно: а) V a2 ctg ctg Z k , м3 2 a2 ctg ctg Z k , м3, б) V 2 где: (2.18) (2.19) 31 Рисунок 2.1 - Схемы к расчету потерь и засорения у контактов рудного тела при различных способах подготовки уступов 32 - угол откоса уступа, градусов; a - расстояние от подошвы или кровли уступа до линии пересечения плоскости откоса уступа с плоскостью контакта рудного тела, м; Z k - длина контакта рудного тела, м. Коэффициент потерь в объеме (при условии, что контакты рудного тела параллельны) может быть выражен: п пк P mnZ k (2.20) Коэффициент засорения: По пк V , mnZ k (2.21) о пк V , mh nк V nк P (2.22) Коэффициент разубоживания: где: m - суммарная горизонтальная мощность рудного тела, м; nк - количество контактов рудного тела с вмещающими породами. Независимо от направления развития горных работ относительно падения рудного тела, между потерями руды и засорением ее приконтактными породами наблюдается обратная зависимость. Наиболее характерно проявляется обратная зависимость между потерями руды и засорением ее для условий разработки пологопадающих пластовых залежей. Этими показателями необходимо варьировать в зависимости от ценности полезного компонента в добываемой руде. Чем более ценным является полезный компонент, тем меньше допускаются его потери за счет увеличения разубоживания. Совершенно очевидно, что к разработке принимаются месторождения, кондиции которых обеспечивают экономическую прибыль при эксплуатации. Прибыль от добычи и переработки 1 т руды может быть определена как разница цены концентрата, полученного из нее, и себестоимости ее добычи и переработки. Прибыль, которую предприятие не получает вследствие потерь руды при эксплуатации карьера, учитывая, что теряемая руда вынимается из недр и отправляется в отвал, следует классифицировать, как экономический ущерб, который может быть выражен формулой: 33 Eп nк p р eн c p р d p р c р b , (2.23) где: - извлечение полезного компонента из промышленной руды в процессе переработки на обогатительной фабрике; c - цена одного тоннопроцента, полезного компонента в концентрате, руб./т.%; d - себестоимость переработки руды, руб./т.; c р - себестоимость добычи руды франко-бункер фабрики, руб./т; b -себестоимость выемки вмещающих пород франко-отвал, руб./т; Нулевое значение экономического ущерба от потерь руды может быть в случае, когда потери руды на контакте рудного тела отсутствуют ( p =0) за счет увеличения объема примешиваемых пород. Однако в этом случае будет наблюдаться явный ущерб от переработки некондиционных руд или вмещающих пород, направляемых в составе промышленной руды на обогатительную фабрику. Этот экономический ущерб от засорения может быть выражен в общем случае, когда из примешиваемых пород имеется какое-то извлечение полезного компонента, формулой: E nк V п d V n c р b V n en n c , (2.24) где: n - извлечение полезного компонента из примешиваемых пород в процессе переработки на обогатительной фабрике. Естественно, что прибыль, которая могла быть получена от использования теряемых при эксплуатации руд, связана с ущербом, имеющим место от засорения. Отсюда напрашивается вывод, что рациональноое соотношение между величинами потерь руды и засорением ее может быть получено при условии, что прибыль, которую можно получить от использования теряемых руд, должна равняться экономическому ущербу, получаемому от засорения, то есть En E . Подставив в значения En и E соответствующие значения p и V из формул (2.16 - 2.19) получим: 34 nк n a 2 ctg ctg р enс d c р b 2 n к d 2 ctg ctg n d c р b en n с 2 Сокращая уравнение на величину ctg ctg nк и извлекая корень из обеих 2 частей уравнения, получаем: h a р eнс d c р b a n d c р b en n с или n d c р b en n с р eнс d c р b ha a Откуда a h п d C p b eп пC п eпC d C p b ,м (2.25) 1 п d C p b eп пC 1 для условий рассмотрения конкретного п eп пC d C p b Выражение карьера представляет практически постоянную величину и поэтому может быть заменено обозначением Cпк - стоимостной постоянной карьера. Тогда выражение (2.25) примет вид: a h ,м Cпк (2.26) Подставляя в выражение (2.20) значение ΔP из формулы (2.16 - 2.17) и заменяя «а» через «h» по выражению (2.26), получим: п nк 2 2 h h ctg ctg Z к Cпк mh Z к 2 2 2 nк ctg ctg h 2h h 2 2 mh mhCпк mhC пк n h 2 1 к 1 2 ctg ctg 2 Cпк C пк (2.27) 2 1 ctg ctg nк h1 Cпк 2m Таким образом, устанавливается коэффициента потерь «η» от высоты уступа. зависимость оптимального значения 35 2 1 ctg ctg nк h1 Cпк п 2m (2.28) Знак «+» ставится при развитии работ от лежачего к висячему боку залежи, знак «» - при развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи. Аналогичным образом находим зависимость оптимального значения коэффициента засорения в объемном отношении «По» от высоты уступа «h», используя для этой цели выражения (2.18), (2.19), (2.21) и (2.26). Пк П0 П0 h2 ctg ctg Z к 2 2Cпк П hctg ctg к 2 mhZ к 2mCпк П к hctg ctg 2 2mCпк (2.29) Для нахождения зависимости оптимального значения коэффициента объемного разубоживания используются выражения (2.16 - 2.20) и (2.26). о h2 ctg ctg Z к nк 2 2Cпк 2 mh n h ctg ctg nк к 2 2Cпк 2 2 h h ctg ctg Z к 2Cпк nк hctg ctg 2 nк h nк h 1 2 2Cпк m ctg ctg 1 ctg ctg 2 2Cпк 2 Cпк nк hctg ctg 2mC nк hctg ctg nк h Cпк 1 ctg ctg 2 пк nк hctg ctg 2 о nк hctg ctg 2mC nк hctg ctg 1 Cпк 1 2 пк 2 ; 2 2mCпк nк hctg ctg 1 Cпк 1 2 (2.30) 36 2.2 ВЫЯВЛЕНИЕ ОПТИМАЛЬНОЙ ВЕЛИЧИНЫ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ Формулы (2.28 - 2.30) могут быть использованы для расчета оптимальных значений коэффициентов потерь, примешивания и разубоживания и соответственно для анализа при выборе рациональной высоты уступов. Из выражений (2.28 - 2.30) следует, что значение коэффициентов η, По и ρо прямопропорциональны величине высоты уступа. Рисунок 2.2 - График изменения объемных потерь и засорения в зависимости от высоты уступа Для подтверждения справедливости высказанного положения, на рисунке 2.2 приводится график изменения потерь и засорения в зависимости от высоты уступа, рассчитанный по формулам (2.28) и (2.30) для горногеологических условий рудника «Центральный» комбината «Апатит». Причем, для того, чтобы оттенить влияние высоты уступа на показатель потерь и засорения при изменении угла падения залежи, на графике приводятся зависимости для угла падения β=21º и β=32º при угле откоса уступа α=80º. 37 Дополнительные условия для построения графика: 1) мощность залежи m=190 м при β=21ºи m=200 м при β=32º; 2) залежь имеет два контакта с вмещающими породами; 3) контакт лежачего бока отрабатывается полной высотой уступа, контакт висячего бока залежи отрабатывается подуступами – основным методом ведения раздельной выемки руды и породы. Направление подвигания горных работ по добыче руды от висячего к лежачему боку залежи; 4) Приняты рациональные соотношения потерь и разубоживания руды. Значения показателей, принятых для расчета, следующие: γ=3 м3/т; γ=2,8 м3/т; eн=26% для богатой зоны; eн=17 % для бедной зоны; ξ=0,93; С=27,68 руб. за тонно-процент; d=174,81 руб./т; Ср=87,41 руб./т; b=53,90 руб./т. Из графика видно, что чем больше высота уступа в конкретных условиях, тем больше значение коэффициентов потерь и засорения, а следовательно, и разубоживания. Особенно эта зависимость в относительной разности абсолютных величин проявляется при выполаживании угла падения залежи. Так, при увеличении значения высоты уступа при β=32º с 10 м до 20 м величина потерь возрастает на 0,6%, а засорение на 1,2%, соответственно при β=21º величина потерь возрастает на 0,9%, а засорение на 2,1%. Анализ графика на рисунке 2.2 показывает, что при увеличении высоты уступа в два раза в пределах до 20 м значения потерь и засорения возрастают в 1,4-1,6 раза. Если принять условие, что отработка всех имеющих место контактов рудной залежи с вмещающими породами производится полной высотой уступа без разделения на подуступы, то зависимость коэффициентов потерь и засорения от высоты уступа комбината для «Апатит» горногеологических при β=32º и условий α=80º рудника «Центральный» характеризуется графиками, предоставленными на рисунках 2.3 и 2.3а для случаев двух и четырех контактов. Анализ графиков на рисунках 2.3 и 2.3а позволяет сделать вывод, что при увеличении высоты уступа в два раза в пределах до 20 м значения коэффициентов потерь и засорения возрастают в 1,8-2,0 раза. Значения показателей потерь и засорения зависят также от угла откоса рабочего уступа, на рисунке 2.4 приведен график, характеризующий влияние угла падения «β» и угла откоса уступа «α» на величину коэффициента потерь и засорения при высоте 10, 15 и 20 м. 38 Рисунок 2.3 - Зависимость потерь руды от высоты уступа Рисунок 2.3а - Зависимость засорения от высоты уступа 39 Рисунок 2.4 - График зависимости потерь и засорения руды от угла падения залежи и угла откоса уступа при высоте их 10 м, 15 м и 20 м 40 Из графика следует, что при постоянном угле откоса рабочего уступа потери и засорение руды с уменьшением угла падения рудной залежи резко возрастают. Так, с уменьшением угла с 25º до 11-12º потери и разубоживание возрастают соответственно в 3,0 и 3,5 раза, то есть наблюдается практически обратнопропорциональная зависимость. Причем, как уже отмечалось выше, и что еще раз подтверждается данным графиком, при высоте уступа 10 м коэффициенты потерь и засорения в два раза меньше, чем при 20 м высоте. Изменение потерь и засорения от угла откоса уступа происходит примерно по прямолинейной зависимости. С увеличением угла «α» с 60º до 80º, то есть на 33%, повышение размеров потерь и засорения составляет порядка 20%. Зная технологические и стоимостные показатели обогатительного передела в зависимости от засорения руды при различной высоте уступа, а также эксплуатационные запасы руды и эксплуатационный коэффициент вскрыши с учетом потерь и засорения, определяется экономическая целесообразность принятия того или иного значения высоты уступа по фактору качественных и количественных потерь. В тех же случаях, где нет возможности предварительно располагать данные по технологическим и стоимостным показателям обогатительного передела, для оценки высоты уступа можно пользоваться методом расчета, основанным на изменении эксплуатационного коэффициента вскрыши при одинаковом качестве выдаваемой из карьера руды. Одинаковое качество руды при различных высотах уступов можно обеспечить, варьируя значения коэффициента потерь. При этом эксплуатационные запасы руды в карьере при различных высотах уступа будут разными и, следовательно, разными будут среднеэксплуатационные коэффициенты вскрыши и, соответственно, себестоимости 1 т руды с учетом погашения вскрыши. Следовательно, общие затраты, связанные с добычей одного и того же количества руды, будут различными, что учитывается при сопоставлении экономической целесообразности рассматриваемых значений высоты уступов. Для цели использования такого метода расчета необходимо построить график зависимости между коэффициентами потерь и засорения при сравниваемых высотах уступов. На рисунках 2.5 и 2.6 для горногеологических условий рудника «Центральный» построены графики зависимости потерь от разубоживания при высоте уступа 10,15 и 20 м для верхней и нижней зон залежи. Так, для верхней зоны залежи, характеризующейся углом падения β=21% (Рисунок 2.5), если допустить засорениие равным 2%, то потери соответственно 5%, 7,2% и 10,5%. 41 Для нижней зоны залежи, характеризующейся углом падения 32% (Рисунок 2.6), если допустить засорение равным 2%, то потери соответственно составят 1,6%, 2,6% и 3,8%. Сопоставляя приведенные значения потерь при сохранении одного и того же качества руды, видно, что при отработке верхней зоны месторождения даже высотой уступа 10 м потери будут все же выше, чем при отработке нижней зоны высотой уступа 20 м, хотя практически изменился только угол падения залежи. Рисунок 2.5 - График зависимости η от П для верхней зоны залежи Мощность залежи – m=200 м Угол падения залежи – β=32̊ Угол откоса уступа – α=80̊ Рисунок 2.6 - График зависимости η от П для нижней зоны залежи 42 2.3 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2 Приведенные зависимости потерь и засорения от высоты уступа, построенные на основе графики, и краткий анализ этих графиков позволяют сделать следующие основные выводы: 1. Значение потерь и засорения руды при эксплуатации находятся примерно в прямопропорциональной зависимости от высоты уступа. При ведении добычных работ на контакте висячего бока залежи подуступами, увеличение высоты уступа (в пределах до 20 м) в два раза вызывает увеличение потерь и засорения в 1,4-1,6 раза. При отработке контактов залежи полной высотой уступа, увеличение высоты в два раза вызывает рост коэффициентов потерь и засорения в 1,8-2,0 раза. 2. Потери и засорения руды являются сугубо переменными величинами и зависят не только от высоты уступов, мощности залежи и количества включений прослоев пустых пород, но в значительной степени от угла падения залежи. Так, с уменьшением угла с 25º до 12-11º потери и засорения возрастают соответственно в 3,0 и 3,5 раза, то есть наблюдается практически обратнопропорциональная зависимость. 3. Изменение потерь и засорения от угла откоса уступа происходит примерно по прямолинейной зависимости. С увеличением угла с 60º до 80º, то есть на 33%, повышение размеров потерь и засорения составляет порядка 20%. 4. При каждой рассматриваемой высоте уступа может быть найдено рациональное соотношение потерь и засорения в зависимости от возможной прибыли, условно получаемой от использования теряемых руд, и экономического ущерба от разубоживания. 5. Для достижения максимальной экономической выгоды от потерь руды за период эксплуатации карьера в целом следует идти по пути изменения параметров уступа и в основном его высоты, приводя ее в соответствие с горногеологическими условиями, если таковые изменяются по мере отработки карьера в глубину. Требования постоянства качественного состава руды с минимальным экономическим ущербом также могут быть выдержаны изменением высоты уступов карьера. 43 3 ЗАВИСИМОСТЬ ПОКАЗАТЕЛЕЙ РАЗВИТИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ И ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ ПО РУДЕ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА 3.1 АНАЛИЗ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ КАРЬЕРА ПО РУДЕ В практике проектирования производительность карьера при разработке наклонных и крутопадающих залежей определяется исходя из следующих условий: 1) годовое понижения добычных работ; 2) расстановка погрузочного оборудования на руде; 3) соответствие нормальному амортизационному сроку существования карьера в зависимости от его масштаба производства. Как правило, для крупных месторождений значительной протяженности ограничивающим фактором является годовое понижение добычных работ. По условию расстановки экскаваторов на рудном фронте производительность получается несколько выше (на 20-35%), чем по условию понижения работ, и только в ряде случаев она может соответствовать фактору понижения работ. Для месторождений с ограниченными запасами основным критерием при определении производительности чаще всего бывает срок существования карьера, ниже в таблице 3.1, на основании данных проектов и фактического состояния, приводятся основные параметры и условия разработки карьеров с указанием решающих факторов в определении производительности. Если произвести группировку железорудных карьеров по интенсивности понижения горных работ с определением суммарной производительности по руде, то видно (Таблица 3.2), что фактором является годовое понижение и суммарная производительность этих карьеров составляет порядка 75% от общей производительности. Иными словами преобладающим условием в определении производственной мощности является возможная интенсивность горных работ. Для крутопадающих и наклонных месторождений в практике применяются два показателя, характеризующих интенсивность разработки месторождений. 1) Коэффициент эксплуатации, равный количеству добытого за год полезного ископаемого, приходящегося на 1 м2 горизонтальной площади рудных тел, имеющий размерность т/м2, год; 2) Годовое понижение добычных работ; Исследование М.И.Агошкова [3,4] показало несостоятельность понятия коэффициент эксплуатации и невозможность получения достоверных результатов при 44 пользовании этим коэффициентом. Коэффициент эксплуатации не учитывает влияние объемной массы полезного ископаемого и показателей потерь и засорения при разработке. Величина годового понижения добычных работ является более объективным критерием интенсивности работ, а поэтому широко используется при проектировании карьеров. 45 Таблица 3.1 - Горнотехнические условия разработки и необходимые темпы интенсивности горных работ на железорудных карьерах, разрабатывающихся, строящихся и намеченных к разработке в перспективе. Проектная мощность, млн.т. Срок существования, лет Решающий фактор определения производительности 1 2 3 4 5 Качканарский ГОК (Главный карьер) 1747,6 18 38 Годовое углубление ЮГОК 1445 30,5 45 Качарский ГОК 1040,37 21 60 652,05 20 48 2875,0 15 60 422,4 15 40 238,01 9,5 33 313,4 13,5 38 Гаринский карьер 174,8 5 38 Первоуральский карьер 45,8 3,4 15 ЦГОК 548,7 18 30 Ингулецкий ГОК 459,5 18 26 515,6 15 34,5 376 13,5 28 Сарбайский карьер Михайловский ЖРК (кварциты) Коршуновский карьер Соколовский карьер Оленегорский карьер Днепровский (Полтавский)ГОК Первомайский карьер Северного ГОКа Необходимая углубка добычных работ, м/год Характер рельефа 6 7 Автомобильный транспорт Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Срок существования Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Годовое углубление Коэффициент крепости руды породы Угол падения залежи, град Проектная глубина карьера, м Объемный вес руды, т/м3 Горизонтальная мощность рудной залежи, м 9 10 11 12 13 14 7 Нагор. глуб. 8-15 8-10 70-80 150 3,4 1300 7 Глуб. 1018 10-12 70-90 300 3,4 400-1000 12-16 Глуб. 8-10 10-12 45-70 723 3,3 160-450 12-16 Глуб. 8-12 3-5 и 10-14 40-65 630 3,5 10-185 6 Глуб - 60-90 - 3,7 До 3000 10-12 Нагорн. глуб. 1620 3-6 и 1013 2-6 и 820 80 492 3,1 450 10-12 Глуб. 8-10 10-12 70-80 468 3,5 35-400 Нагор. глуб. Нагор. глуб. Нагорн. глуб. 1114 1214 11-14 65-80 370 3,4 150-350 435 3,8 50-200 6,5-10 12 6 45 Предприятие Запасы руды в контуре карьера, млн.т. 8-12 8-10 8-10 80-90 130 3,5 До 100 10-16 55-65 230 3,1 30-130 7-20 50-63 300 3,3 100-1000 2-15 30-45 и 55-90 300 3,3 80-200 8-10 65-85 200 3,2 50-200 7,5 Глуб. 5-12 12 Глуб. 6-7 Глуб. 1020 1520 7-8 Глуб. 1520 46 Продолжение таблицы 3.1 Проектная мощность, млн.т. Срок существования, лет Решающий фактор определения производительности 1 2 3 4 5 336,5 13,5 25 180,7 7 28-30 181,3 8 38 Тейский карьер 109,3 5 25 Карьер Большой Ктай 32,24 1,8 20 Ирбинский 32,10 1,8 24 Карьер Малый Куйбас 27 1,7 21 18,99 1,7 21 16,10 1 20 3,43 0,5 15 Анеговский карьер Рудногорский карьер Ковдорский карьер Карьер Западный Каражал Карьер КеньТюбе Самарский Необходимая углубка добычных работ, м/год Характер рельефа 6 7 Автомобильный транспорт Годовое 8 Глуб. углубление Срок Нагорн. 10-12 существования глуб. Срок Нагорн. 6-10 существования глуб. Срок Нагорн. 20 существования глуб. Экономические соображения, получение Нагорн. 4-5 стабильной глуб. добычи сортов руды Нагорн. Срок службы 6 глуб. Годовое углубление Нагорн. 11 Годовое глуб. углубление Годовое Нагорн. 13-14 углубление глуб. Годовое Нагорн. 8-10 углубление глуб. Срок службы 10 Глуб. Коэффициент крепости руды породы Угол падения залежи, град 9 10 11 12 13 14 1618 1-4 и 816 70-80 200 3,0 60-410 5-15 3-7 80-90 350 3,3 20-450 8-10 8-10 90 300 3,5 20-400 10 8-10 40-80 520 3,4 300 1-8 1012 1-15 15-60 100 3,7 10-100 1012 12-15 50-70 Нет сведений 3,9 10-60 9-12 10-15 - 328 3,8 40-45 4-8 15-18 258 4,2 40-50 8-10 Крутой 125 4,2 30-50 6-8 82 - 3,2 До 100 1015 1011 8-10 Проектная глубина карьера, м Объемный вес руды, т/м3 Горизонтальная мощность рудной залежи, м 46 Предприятие Запасы руды в контуре карьера, млн.т. 47 Таблица 3.2 - Группировка железорудных карьеров по степени интенсивности углубки Глубина углубки добычных работ, м от-до/сред. Проектная мощность предприятия, млн.т/год от-до/сред. Количество предприятий, шт Суммарная производительность по руде, млн.т./год 1 2 3 4 5 Годовое углубление добычных работ 3,4-14 8,3 0,8-33 12,3 13 Срок сущестовования предприятия 3,4-14 8,3 1,1-20 8,2 6 Годовое углубление добычных работ Срок сущестовования предприятия 6,5-13,5 9,4 1-18 8,6 10 4,5-20 11,5 0,5-7 3,4 13 Запасы руды в карьере, млн.т. отдо/сред. 6 ж/д транспорт 173,1 16,6 685 1747,6 685 49,45 9118 229,6 118 Автотранспорт 88,1 16,1548,7 236 44 3,4181,3 21,4 Срок существования, лет, от-до/сред. Горногеологические условия разработки Коэффициент Угол Проектная Высота крепости падения глубина, уступа, залежи, м м град Необходимая скорость проходки траншей, м/мес 7 8 9 10 11 12 15-60 37,2 6-10, 16-20 40-90 150-720 10-20 15-20 50-250 8-45 23,6 6-8, 16-20 12-24, 80-90 180-450 10-15 10-15 50-230 10-35 23,8 11-20 30-90 200-300 10-20 15-20 60-300 15-38 23,9 5-8, 10-15 15-18, 80-90 130-500 10-15 10-15 60-260 47 Факторы, определяющие производительность предприятия 48 3.2 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ РАЗВИТИЯ ФРОНТА ДОБЫЧНЫХ РАБОТ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Ряд исследователей в своих работах [4,9] устанавливают простую зависимость между производительностью по руде Ар и величиной годового понижения добычных работ: Ар Пд. р. S pи (1 ), т/год (3.1) где: Пд. р. - среднегодовое понижение добычных работ в карьере, м/год; S - площадь полезного ископаемого в пределах карьера, м2; Однако формула (3.1) не отражает истинную зависимость между указанными в ней величинами и требует уточнения. Во-первых, при установлении взаимосвязи между количественными показателями, в ней фигурирует и качественный показатель – разубоживание; во-вторых, если допустить, что качественный показатель – разубоживание, соответствует по величине количественному показателю – засорению, то тогда в формуле учитывается извлечение не руды, как следовало бы, а рудной массы; в третьих, показатель разубоживания, правильнее засорения, должен быть объемным, то есть получен из соотношения объемов примешиваемых пород к объему эксплуатации, или (в случае использования показателя примешивания) промышленных запасов руды, а плотность руды p должна быть заменена на плотность рудной массы - m . После уточнения в соответствии с замечаниями формула определения производительности примет вид: Ар Пд. р.S m (1 п По ), т/год (3.2) Ар Пд. р. S m (и По ), т/год (3.3) или Подставив в формулу (3.3) значение и из формулы (2.2) и из формулы (2.10), получим: P P V P P V Ар Пд. р. S m Пд. р. S m ; P P P Выражение в скобках V P P V умножим на и будем иметь: P V 49 ( P P V )V ( P P V ) V ; PV V P Отношение ( P P V ) представляет собой согласно выражению (2.5) и (2.6) V величину, обратнопропорциональна объемному разубоживания (при обозначении в куб.м.), т.е. 1 V , а выражение соответствует П0 . S0 P Таким образом, устанавливается равенство: 1 п П0 и П0 П0 0 ; Следовательно, формула для определения производительности карьера по руде может имеет вид[98]: Ар Пд. р.S m П0 0 , т/год (3.4) Исследование А.И. Арсентьева [9] указывает на наличие взаимосвязи между понижением добычных работ - Пд. р. и понижением горных работ - Пг. р. . Для условия глубинных карьеров: П д. р . П г . р . ctg ctg , м/год ctg ctg (3.5) ctg ctg , м/год ctg ctg (3.6) Для условия нагорных карьеров: П д. р . П г . р . где: - угол откоса лежачего борта, град; - угол углубки карьера, град; - угол падения рудного тела, град. Понижение горных работ по Арсентьеву [13]: П г . р. Q 1 hlф (ctg ctg ) (lф lв lо lт )(bт hctg ) C , м/год (3.7) где: h - высота уступа, м; Q - производительность экскаватора, м3/год; lф - минимальная длина фронта работ на экскавации, м; C - коэффициент снижения производительности экскаватора при проходке траншей; lв - длина въездной траншеи нижнего уступа, м; 50 lо - допустимое минимальное расстояние между экскаватором, проходящим траншею, м, и экскаватором, расширяющим ее, м; lт - длина площадки примыкания или длина тупика, при котором можно начинать проходку траншеи обратным забоем, м; bт - ширина разрезной траншеи по дну, м; - угол откоса рабочего уступа. Возможная производительность карьера по руде по условию расстановки экскаваторов Ар может быть определена по методу, подробно описанному в литературе И.А. Кузнецовым [35,36]. Исходя из минимальной длины фронта работ на один экскаватор ( lф ) и общей длины рудного тела в пределах карьера ( Lр.т. ) определяется количество экскаваторов nэк на добычном горизонте. Затем определяется количество – nгор, находящихся в одновременной работе, которое зависит от мощности рудного тела, угла его падения, угла откоса рабочего борта и направления развития горных работ. Ар nэк nгорQ m , т/год (3.8) Количество экскаваторов на горизонте: nэк L р .т. lф , шт (3.9) Количество рабочих горизонтов: m П о , шт h(ctg ctg ) 0 nгор (3.10) или: Lр. г . m П 0 Q m , т/год lф h(ctg ctg ) 0 Ар (3.11) Угол падения залежи не оказывает влияние на величину откоса рабочего борта по добыче и формула (3.11) приобретает вид: Ар m П0 Q m , т/год hctg lф 0 L р.г . где: lф - ширина поперечной заходки, м; 51 - угол рабочего борта по руде в направлении простирания рудного тела, м; Практикой проектирования, и исследованиями А.И. Арсентьева [8,9,11,12,13,14] установлено, что производительность, определенная по условию возможного понижения добычных работ, как правило, меньше, чем производительность, определенная по условиям расстановки экскаваторов, то есть. А Ар (3.12) Подставляя в выражение (3.12) значение Ар и Ар , получим: Пд. р.S m П0 0 Lр.г . lф m П 0 Q m , h(ctg ctg ) 0 или h Если допустить, что Q Пд. р . S mLр.г.Q Пд. р.lф S (ctg ctg ) ,м 1 , а mLр.т. S , то после подстановки получим: nэк h S Lф. р. (ctg ctg ) ,м (3.13) где Lф. р. nэкlф Для системы с поперечными заходками: h S ,м Lф. р.ctg (3.14) При допущении равенства в выражении (3.13) можно получить графическую зависимость высоты уступа h от S, lф.э. , и , которая приведена на рисунке 3.1. 52 Рисунок 3.1 - Графики зависимости высоты уступа h от S, lф, φ и β. 53 Из анализа графиков следует: 1) Увеличение площади залежи – « S », то есть. ее параметров «m» и « Lр.г . », при постоянстве производительности карьера позволяет пропорционально увеличивать высоту уступов по руде. На основании графика можно представить зависимость длины фронта работ по руде в виде выражения: Lфр.2010 h1020 Lф. р.1020 , м h2010 (3.15) где индекс 20÷10 или 10÷20 показывает величину и предел изменения высоты уступов. 1) Очень большое влияние на высоту уступов оказывает величина « lф » в пределах применения ее от 300 до 700 м. Дальнейшее постепенное увеличение длины фронта работ на один экскаватор, мало сказывается на значение высоты уступов. 2) При отработке рудного тела с углом падения менее 75º с точки зрения выбора наибольшего значения высоты уступа направление развития работ следует рекомендовать от висячего бока залежи или поперечными заходками, если достаточна мощность рудного тела и позволяет вид транспорта. 3) При резком сокращении с глубиной площади залежи и параллельном изменении угла ее падения для сохранения годовой производительности карьера по руде необходимо изменение высоты уступа, так как компенсация потери рудного фронта уменьшением « lф », то есть увеличением количества работающих экскаваторов на горизонте, практически недопустима по условиям транспорта с горизонта. Подставив в формулу (3.13) значение ( ctg ctg ) из формулы (3.10) и произвести ряд преобразований, получаем простую зависимость: Lр.г. nгор 1 nэк lф где: Lр.г . (3.16) nгор L nэк lф . n0 , а ф. р. m 0 Как видно из зависимости (3.16), для сохранения достигнутого уровня добычи руд длина фронта по руде может изменяться в пределах, но так, чтобы отношение левой части зависимости не получило значение меньше 1. Это достигается своевременным вскрытием и подготовкой нижележащих горизонтов, то есть понижением добычных работ. 54 Для выполнения этого необходимо выполнять условия, что Lф.под. Lф.отр. где: Lф.под. - длина подготовленного рудного фронта, м; Lф.под. Lф.отр. - длина отработанного рудного фронта на верхних уступах, м; 3.3 АНАЛИЗ ЗАВИСИМОСТИ СКОРОСТИ ПРОХОДКИ ТРАНШЕЙ И СКОРОСТИ ПОНИЖЕНИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Величина понижения добычных работ определяется выражением h T , м/год где: Т – время подготовки горизонта к эксплуатации, год. П д. р . (3.17) Это выражение справедливо, если углубка работ идет непосредственно по руде или h по контакту с рудой. При углублении работ по вмещающим породам, величина T определяет понижение горных работ, и тогда величина Пд.р. может быть найдена по формуле (3.5) и (3.6). Пд. р. h ctg ctg T ctg ctg , м/год Горизонтом, подготовленным к эксплуатации, считается горизонт, на котором пройдена разрезная траншея на длину участка, позволяющего поставить экскаватор на разнос борта траншеи. Время подготовки горизонта исчисляется от начала проходки съезда или разрезной траншеи на горизонте до начала проходки такого же съезда или разрезной траншеи на следующем нижележащем горизонте. Время подготовки горизонта может быть определено по формуле: T V1 lф lb lo lm , мес n1Q Vт (3.18) где: V1- объем работ по расширению разрезной траншеи верхнего уступа, обеспечивающий возможность подготовки верхнего уступа, м3; n1 - количество экскаваторных блоков при расширении разрезной траншеи верхнего горизонта; Vm- скорость проходки траншеи, м/мес; Как следует из выражения (3.18) скорость проходки траншей является решающим фактором в определении продолжительности вскрытия и подготовки новых горизонтов к 55 эксплуатации, а следовательно, и в создании и поддержании необходимого фронта добычных и горных работ в целом. Это обстоятельство является основным при определении возможных темпов и времени строительства карьера, ввода и наращивания производственной мощности и сохранения ее на соответствующем для выбранного или заданного масштаба производственного периода. Описание наиболее распространенных в практике способов проходки траншей приводится в работах Н.В. Мельникова [39-42], В.В. Ржевского [73], М.П. Новожилова [50], А.И. Арсентьева [8,9,11,12,13], П.В. Нагибина [48], П.Э Зуркова [26,27] и других авторов. Однако, указанные авторы не выходят за пределы ограниченного количества схем и способов. В таблице 3.3 приведена классификация А.И. Арсентьева. 56 Таблица 3.3 - Классификация способов проходки траншей (по А.И. Арсентьеву) Способ проходки траншей Конструкция забоя 1 2 1. Сразу на всю глубину 1. Торцовой (лобовой) Применение Применяемое выемочное Применяемые способы транспортных средств оборудование транспортировки 3 4 5 а) без применения Одноковшовые - экскаваторы, тракторные скреперы. б) с применением Механические роторные лопаты, Ж.д. транспорт, экскаваторы, автомобильный, гидромониторы. конвейерный, автомобильный, 2. Боковой а) без применения Драглайны, - многоковшовые экскаваторы б) с применением Многоковшовые Железнодорожный, экскаваторы, драглайны конвейерный, автомобильный, гидротранспорт 56 гидротранспорт Продолжение таблицы 3.3 2. Послойная 1. Торцовой (лобовой) 57 а) с применением Механические лопаты Железнодорожный, автомобильный б) с частичным применением Драглайны, механические Железнодорожный, лопаты, роторные автомобильный экскаваторы, тракторные скреперы 2. Боковой б) с применением Многоковшовые Железнодорожный, экскаваторы, драглайны автомобильный, конвейерный в) с частичным 3. Совместная проходка 1. Торцовой (лобовой) б) с применением Железнодорожный, многоковшовые автомобильный, эскаваторы конвейерный Механические лопаты Железнодорожный, въездной и разрезной автомобильный траншей 4. Взрыв на выброс - - Для придания траншее Железнодорожный, проектного профиля – автомобильный одноковшовые экскаваторы 57 применением Драглайн, 58 Таблица 3.4 - Классификация способов проведения траншей (по В.В. Ржевскому) Признаки классификации Оборудования для выемки и перемещения Способ выемки и Способ погрузки перемещения горной массы 1 2 3 С перевозкой горной массы 1. Экскаваторная погрузка Механические лопаты, (транспортные способы) на верхнюю площадку драглайны, многочерпаковые экскаваторы, рельсовый, автомобильный и выемка на полное сечение 2. Экскаваторная погрузка конвейерный транспорт на нижнюю площадку выемка слоями 3. Непосредственная Колесные скреперы, доставка выемочными бульдозеры, средствами, гидромеханизация гидротранспортом и др. С перевалкой горной массы 4. Экскаваторная погрузка Драглайны, (бестранспортные способы): на верхнюю площадку без лопаты механические перевалки выемка на полное сечение 5. Экскаваторная погрузка Драглайны, выемка слоями на верхнюю площадку с лопаты механические кратной перевалкой 6. Выдача на вернюю Драглайны, механические площадку специальными лопаты, средствами экскаваторы с (отвалообразователи, отвалообразователями и мосты, сила взрыва) мостами, взрывы на выброс многочерпаковые С перевалкой и перевозкой 7. Комбинации из способов Комбинация из различных горной массы 1-6. (комбинированные способы) средств 59 Как видно из таблицы 3.3, в этой классификации объединены способы проходки в скальных и рыхлых породах. Несколько полнее других авторов вопросы проведения траншей в горнотехнической литературе освещены В.В. Ржевским [73,74]. В составленной им общей классификации способов проведения траншей в качестве главных технологических признаков приняты способы выемки и перемещения горной массы (Таблица 3.4). Способы проходки траншей можно классифицировать в зависимости от применяемого для этой цели горнотранспортного оборудования и конструкции забоя. По виду транспорта пород при проходке траншей могут быть выделены следующие основные группы: 1) проходка траншей с погрузкой в железнодорожный транспорт; 2) проходка траншей с погрузкой в автотранспорт; 3) проходка траншей с комбинированным транспортом; По организации способы погрузочных работ можно разделить на: 1) проходку траншей экскаваторами с нижней погрузкой; 2) проходку траншей экскаваторами с верхней погрузкой; 3) проходку траншей с комбинированием верхней и нижней погрузки; По конструкции забоя при проходке траншей могут быть выделены следующие способы: 1) проходка сплошным забоем на всю высоту уступа; 2) проходка с разбивкой сечения траншей по высоте на выемочные слои. Способы проходки траншей представлены в таблице 3.5. Размеры траншей должны обеспечивать нормальные условия проходки и дальнейшей отработки уступа с фронтальной погрузкой. 60 Таблица 3.5 - Классификация способов проходки траншей (по В.В. Ржевскому) СПОСОБЫ ПРОХОДКИ ТРАНШЕЙ Организация Вид Способ Способ схем ы транспорта проходки Погрузки 1 2 работ 3 Железно- Сплошным дорожный забоем на транспорт высоту уступа 1 погрузочнотранспортных 4 5 Организация буровзрывны х работ траншеи по условиям 6 7 Нижняя погрузка Погрузка (на уровне экскаватором в стояния) один вагон Название схемы Эскизы 8 9 A Рыхление траншеи узкой полосой Шрых=b 1а Минимальная ширина То же Размещение одного пути и навала от первой заходки b=B+a-A Размещение двух путей и навала от первой заходки b=B+a-A Проходка траншеи на высоту уступа с нижней погрузкой при укладке одного пути Проходка траншеи на высоту уступа с нижней погрузкой при укладке двух путей k a С B b A Ось жд пути №№ k 5,5 b C B Продолжение таблицы 3.5 61 2 Шрых=b+L Размещение одного пути погрузочного оборудования b=d1+d2+k Проходка траншеи узким забоем на высоту уступа с нижней погрузкой при рыхлении широкой полосой k d1 d2 L b Шрых=b b=B+a-A Спаренная погрузка двумя экскаваторами в 2-3 вагона 3а То же Размещение двух путей и навала от первой заходки b=B+a-A Проходка траншеи спаренными экскаваторами при укладке двух путей A Ось жд пути 3 Размещение одного пути и навала от первой заходки Проходка траншеи на высоту уступа спаренными экскаваторами при укладке одного пути a B b A Ось жд пути Рыхление траншеи узкой полосой Ось жд пути Рыхление траншеи широкой полосой a B b Продолжение таблицы 3.5 62 Шрых=b+L b=d1+d2+К Рыхление траншеи узкой полосой 4 Шрых=b Верхняя погрузка (на высоту уступа) 4а Размещение одного пути и навала от первой заходки b=B+a-A d1 L d2 k b Проходка траншеи на высоту уступа с верхней погрузкой при рыхлении узкой полосой A a Погрузка экскаватором с удлиненным оборудование м ЭВГ-4, ЭВГ6 Ось жд пути Размещение погрузочного оборудования и одного пути Ось хода эскаватора 3б Рыхление траншеи широкой полосой Проходка траншеи узким забоем на высоту уступа спаренными экскаваторами при рыхлении широкой полосой B b Рыхление траншеи широкой полосой Шрых=b+L Проходка траншеи узким Разворота экскаватора забоем на высоту 0,8 b 2 r hП ctg уступа с верхней sin погрузкой при рыхлении широкой полосой d2 r+d 2 b L Продолжение таблицы 3.5 5 63 Послойна я проходка Погрузка экскаватором с Верхняя понормальным Грузка на высоту оборудование м с укладкой слоя путей на один борт Рыхление траншеи на всю глубину широкой полосой Разворота экскаватора 0,8 b 2 r hП ctg sin Шрых=b+L Послойная проходка траншей с верхней погрузкой при укладке путей на один борт I III II d1 d2 b Погрузка экскаватором с нор- 6 Комбнированная погрузка (верхняя и нижняя) Погрузка верхнего слоя удлиненным оборудование м, нижнего нормальным оборудование м То же Рыхление траншеи на всю глубину узкой полосой Шрых=b 0,8 b 2 r hП ctg sin I II III IV b A Размещение двух путей и навала от первой заходки b=B+a-A Проходка траншей двумя слоями с комбинированно й погрузкой h1 5а Разворота экскаватора h2 мальным оборудование мс попеременной укладкой путей на оба борта Проходка траншей с верхней погрузкой с попеременной укладкой путей на оба борта а B b Продолжение таблицы 3.5 Кольцевой разворот самосвала под погрузку Размещение транспортной полосы и навала от первой заходки Шрых=b b=B+a-A То же Разворота машин при h=10 м, размещения проезжей части и навала при других высотах уступа b=B+a-A 9 Подача самосвалов под погрузку двумя внешними тупиками То же Размещение проезжей части и навала при h=20 м b=B+a-A, разворота самосвалов при других высотах b=2Rmin+2 Проходка траншеи на высоту уступа при тупиковой подаче самосвалов к экскаватору Проходка траншеи на высоту уступа при кольцевой подаче самосвалов к экскаватору Проходка траншей на высоту уступа при подаче самосвалов к экскаватору двумя внешними тупиками A Ось траншеи Тупиковый разворот самосвала под погрузку Рыхление траншеи узкой полосой R а B b A Ось траншеи 8 Нижняя погрузка (на уровне стояния) 2R а B b A Ось траншеи 7 Сплошны м забоем на высоту уступа R Автомобильный транспорт 64 а B b Продолжение таблицы 3.5 65 10 11 Комбинированны й транспорт Послойная проходка Комбинированна я погрузка (верхняя и нижняя) А. Верхний слой грузится экскаватором с удлиненным оборудование м в ж.д. состав на высоту слоя; нижний слой экскаватором с нормальным оборудование мв автотранспорт. b=B+a-A Рыхление траншеи широкой полосой Разворота самосвалов b=Rmin+lc+1,5-L Шрых=b+L Рыхление траншеи на всю глубину узкой полосой Шрых=b Размещение транспортной полосы и навала от первой заходки b=B+a-A Ось траншеи а b Проходка траншеи на высоту уступа с разворотом самосвала в нишах при рыхлении траншеи широкой полосой Послойная проходка траншеи удлиненным и нормальным оборудованием с комбинированны м транспортом при рыхлении узкой полосой B Ось траншеи Подача самосвалов под погрузку разворотам в нишах То же L b A h1 9а Размещение транспортной полосы и навала от первой заходки A h2 Подача самосвала под погрузку двумя внутренними тупиками Проходка траншеи на высоту уступа при подаче самосвалов к экскаваторам двумя внутренними тупиками а B b 66 Рисунок - 3.2 - Схема 3б 67 Основными параметрами являются высота уступа и ширина траншеи по дну. Оба этих параметра определяют объем траншеи и соответственно влияют на скорость ее проходки. В скальных породах при ж/д транспорте ширина траншеи по дну чаще всего должна устанавливаться из условия размещения транспортной полосы и навала взорванной горной массы от первой заходки при разносе борта траншеи. (Таблица 3.5, схемы 1-1а, 3, 3а,6 и 11). b Ba A (3.19) b - ширина траншеи по дну, м; B - ширина развала после взрыва, м; a - ширина транспортной полосы, м; A - ширина первой буровой заходки, м. В тех случаях, когда имеется возможность, буровзрывные работы при проходке траншей вести широкой полосой, шире чем это нужно для создания траншеи с размером дна, определенный по формуле (3.19), ширину полосы рыхления следует определять из выражения: Ш рых b L , м Минимальное значение L целесообразно (3.20) принимать равным нормальной экскаваторной заходке, т.е. L (1.5 1,8) Rчу , м (3.21) где: Rчу - радиус черпания на уровне стояния, м; В этих условиях при первоначальном разносе борта траншеи не потребуется производить взрывные работы и ширину траншеи по дну, в проходке можно определить из условия размещения погрузочного оборудования и одного забойного пути (Таблица 3.5, схемы 2,3-б). b d1 d 2 k , м (3.22) где: d1 - расстояние от оси экскаватора до борта траншеи, м; 0,8 hnctg , м sin r - радиус вращения хвостовой части, м; d1 r (3.23) - угол борта траншеи, градусов; hn - просвет под поворотной платформой. 0,8 – минимальный зазор по нормам между хвостовой частью кузова и бортом траншеи, м; 68 d 2 - расстояние от оси экскаватора до оси пути при разгрузке с втянутой рукоятью, м; k - расстояние от оси до нижней бровки траншеи, м k=4,15 м. При верхней погрузке на железнодорожный транспорт минимальные размеры траншеи по дну определяются: а) В случае, если при первоначальном расширении траншеи не требуется производства взрывных работ (взрыв широкой полосой) – из условия свободного разворота части экскаватора (Таблица 3.5, схемы 4а, 5 и 5а.). б) Когда при первоначальном расширение разрезной траншеи производятся взрывные работы – из условия размещения развала и одного пути для фронтальной погрузки по формуле 3.19 (Таблица 3.5 схема 4). При проходке траншей с верхней погрузкой их размеры в обоих случаях проверяются по условиям: Rp Pэ hctg Pn , м (3.24) где: R p - максимальный радиус разгрузки, м; Pэ - расстояние от оси экскаватора до нижней бровки уступа; Pn - расстояние от оси погрузочного пути до верхней бровки уступа ( Pn =3 м); H p h hд q , м (3.25) где: H p - максимальная высота разгрузки, м; hд - высота думпкара, м; q - зазор между верхней кромкой кузова думпкара и открытым днищем ковша ( q =0,3-0,5 м) При проходке траншеи с использованием автомобильного транспорта рыхление породы осуществляется, как правило, узкой полосой, то есть ширина взрываемого блока не превосходит необходимых размеров траншеи. Ширина траншеи по дну при этом виде транспорта определяется исходя из организации подачи машин к экскаватору. Подача машин непосредственно под погрузку может осуществляться по следующим схемам: а) с тупиковой подачей самосвалов к экскаватору (Таблица 3.5, схема 7) b Rmin lc 1,5 , м где: Rmin - минимальный рабочий радиус разворота машин, м; lc - длина автосамосвала, м; (3.26) 69 б) с кольцевой подачей самосвалов к эскаватору: (Таблица 3.5, схема 8) b 2Rmin X 1,0 , м (3.27) где: X - ширина кузова автосамосвала, м; в) с подачей самосвалов к экскаватору двумя тупиками: подача машин двумя внешними маневровыми тупиками (Таблица 3.5, схема 9) b 2Rmin 2,0 , м (3.28) Подача машин двумя внутренними маневровыми тупиками (Таблица 3.5, схема 9) b 2lc 8,0 , м (3.29) г) с разворотом самосвала в нишах при рыхлении широкой полосой (Таблица 3.5, схема 10) b Rmin lc 1,5 Lн , м (3.30) где Lн - глубина ниши, м. В рассмотренных схемах 7,8,9 и 9-а, после установки ширины разрезной траншеи по дну из условия разворота и подачи машин к экскаватору необходима проверка полученной величины по условиям размещения навала от взрыва первой буровой заходки при разносе борта, траншеи и сохранения проезжей части (3.19). При комбинированном транспорте ширина разрезной траншеи определяется по формуле (3.19) (Таблица 3.5, схема 11). Объем породы, удаляемый при проходке разрезной траншеи, определяется по формуле объема призмы с трапецеидальным основанием. Vp.m. hLmp , м3 (3.31) где: Lmp - длина разрезной траншеи, м; Объем породы, удаляемой при проходке съездной траншеи определяется как объем двух третьих пирамид и половины параллепипеда: где: Lс.т. 1 1 Vс.т. hLс.т. ( В hctg ) , м3 2 3 - длина съездной траншеи, м; h ,м i i - уклон съездной траншеи, в ‰; Lс.т. (3.32) (3.33) h – высота уступа или глубина съездной траншеи, м h2 1 1 Vс.т. ( В hctg ) , м3 i 2 3 (3.34) 70 Таблица 3.6 - Производительность экскаваторов в траншейных условиях при погрузке в автомобильный транспорт Номера схем проходки траншей H=10 м ЭКГ – 4,6 ЭКГ-5А Ширина по дну Сечение «b», м «S»м2 Сечени е «S»м2 1,3,4 1а,3а 2,3б 4а 5 24 30 19 11 276 336 250 240 24 30 19 11 276 336 250 240 6 7 8 9 9-а 10 24 35 32 24 19 276 386 356 276 250 24 35 32 24 19 276 386 356 276 250 11 Номера схем проходки траншей - - ЭКГ-8 Ширина по дну «b», м ЭКГ-10 Сечение «S»м2 Ширина по дну «b», м ЭКГ-4У Ширина по дну «b», м Сечение «S»м2 276 336 285 240 24 14 - 270 200 - 316 446 416 296 270 - - - - Сечение «S»м2 При железнодорожном транспорте 24 276 24 30 336 30 19 250 22,5 11 240 14 При автотранспорте 24 276 28 35 386 41 32 356 38 24 276 26 19 250 21 Комбинированный транспорт - 70 Шири на по дну «b», м H=12м ЭКГ-4,6 Шири на Сечени по е дну «S»м2 «b», м ЭКГ – 5 Ширина по дну «b», м Сечение «S»м2 ЭКГ-8 Ширина по дну «b», м Сечение «S»м2 ЭКГ - 10 Ширина по дну «b», м Железнодорожный транспорт ЭКГ-12,5 Сечение «S»м2 Ширина по дну «b», м ЭКГ-4У Сечение «S»м2 Ширин а по дну «b», м Сеч ени е «S» м2 Продолжение таблицы 3.6 71 25 31 17 - 352 424 288 - 25 31 18 10 - 352 424 300 370 - 7 8 9 9-а 10 25 29 26 25 14 352 402 365 352 252 25 29 26 25 14 352 402 365 352 252 11 Номера схем проходки траншей - - - - 25 31 19 11 - 352 424 312 340 При автотранспорте 25 352 35 472 32 436 25 352 19 312 Комбинированный транпорт H=15м 25 31 22,5 14 - 352 424 354 295 - 25 31 22,5 14 - 352 424 354 295 - 25 14 - 352 252 - 28 41 38 26 21 390 544 510 365 336 28 41 38 26 21 390 544 510 365 336 - - - - - - 71 1,3,4 1а,3а 2,3б 4а 5 6 ЭКГ-4,6 Шири на Сечени по е дну «S»м2 «b», м ЭКГ-5 Ширина по дну «b», м ЭКГ-8 Сечение «S»м2 1,3,4 1а,3а 2,3б 4а 5 6 26 32 18 - 472 562 405 - 26 32 19 11 - 472 562 420 485 - 7 8 9 9-а 10 26 29 26 26 14 470 516 470 470 345 26 35 32 26 19 470 608 560 470 420 Ширина по дну «В», м Сечение «S»м2 ЭКГ - 10 Ширин Сечени а по е дну «S»м2 «В», м Железнодорожный транспорт 26 472 26 32 562 32 22,5 470 22,5 14 470 14 При автотранспорте 28 500 28 41 680 41 38 650 38 26 470 26 21 450 21 ЭКГ-12,5 Ширин а Сечени по дну е «В», м «S»м2 ЭВГ-6 Ширина по дну «В», м Сечение «S»м2 472 562 470 470 - 26 32 29 18 - 472 562 570 475 - 36 18,5 - 472 413 - 500 680 650 470 450 - -- - - 72 11 Номера схем проходки траншей - - - Комбинированный транпорт - - - - - - H=20м ЭКГ-8 Сечени е «S»м2 1,3,4 1а,3а 2,3б 4а 5 6 31 37 22,5 14 37 766 886 690 705 886 7 8 9 9-а 10 31 41 38 31 21 764 964 904 764 660 Ширин а по дну «В», м Сечени е «S»м2 ЭКГ-4У-ВС-80 ЭКГ-5 Белаз-540 ЭКГ-12,5 Ширина по дну «В», м Железнодорожный транспорт 31 766 31 37 886 37 22,5 690 19 14 705 18 37 886 При автотранспорте 31 41 38 31 21 - Ширин а по дну «В», м Сечение «S»м2 - - - - - - Сечение «S»м2 766 886 820 595 72 Шири на по дну «В», м ЭКГ – 10 73 Таблица 3.7 - Производительность экскаваторов в траншейных условиях при погрузке в железнодорожный транспорт Показатели Нижняя тупиковая погрузка спаренными экскаваторами ЭКГЭКГЭКГЭКГ-4,6/ВС ЭКГ8/ВС 10/ВС 12,5/ВС 80 5/ВС 80 100 180 180 500 750 1070 460 860 Верхняя погрузка ЭВГЭКГ-4 6УС/ВС У/ВС 80 100 260 330 30,0 38,0 50,0 62,0 62,0 35,0 35 44,6 62 62 35 44,6 1150 1250 1870 2160 2700 1930 2100 3200 3850 4500 1100 1400 211 161 6 1 3 0,61 - 218 168 6 1 3 0,61 - 227 177 6 1 3 0,61 - 236 186 6 1 3 0,61 - 236 186 6 1 3 0,61 - 243 161 6 2 1,5 3 0,61 50 14,62 243 168 6 2 1,5 3 0,61 50 14,62 252 177 6 2 1,5 3 0,61 59 16,08 261 186 6 2 1,5 3 0,61 69 17,58 261 186 6 2 1,5 3 0,61 69 17,58 6 - 6 - 3 0,61 - 3 0,61 - 740 800 1120 1260 1570 1240 1350 1950 2200 2700 1100 1400 0,81 0,64 0,6 0,52 0,52 0,70 0,65 0,61 0,6 0,6 1 1 Примечания: 1. Коэффициент использования экскаваторов в смену (Ки.с.) при фронтальных условиях работы принят по «Нормам технологического проектирования». 2. Ки.пр.– коэффициент, учитывающий снижение производительности экскаватора в траншейных условиях. 3. При послойной проходке траншей в случае параллельной выемки слоев производительность экскаватора по отношению к фронтальных условиям снижается на 25%. 73 Qчас, м3/час Е кузова, м3 Qсм.фр, м3/час l1, м l2, м n, шт n1, шт tр.п., мин τ, мин Ки.с. l1п.т., м lд.п.т., м Qсм.тр, м3/час Ки.пр. Нижняя тупиковая погрузка одним экскаватором ЭКГ – ЭКГЭКГЭКГЭКГ8/2ВС 10/2ВС 12,5/ВС 4,6/6ВС 60 5/ВС 85 105 180 105 270 295 440 630 505 74 Таблица 3.8 - Производительность экскаватора в траншейных условиях при погрузке в автотранспорт Наименование показателей и схемы подачи самосвалов 125 0,67 690 295 0,67 1380 350 0,67 1680 440 0,67 2050 495 0,84 1070 0,78 1270 0,78 1570 0,77 515 0,87 1130 0,82 1330 0,82 1680 0,82 540 0,92 1210 0,88 1510 0,88 1800 0,88 74 Qчас, м3/час Кис Qсм. фр, м3/см Е, м3 Тупиковая подача автосамосвалов Qсм.тр, м3/см Ки пр Кольцева подача самосвалов Qсм.тр., м3/час Ки пр Подача двумя тупиками Qсм.тр., м3/час Ки пр Горнотранспортное оборудование ЭКГ- 4,6 ЭКГ-5 ЭКГ-8 ЭКГ-10 Белаз-549 Белаз-549 Белаз-549 Белаз-75191 Грузоподъемность Грузоподъемность Грузоподъемность Грузоподъемность 27 т 40 т 40 т 110 т 75 Таблица 3.9 - Скорость проходки траншей в зависимости от высоты уступа, м/мес Технологические схемы проходки траншей h=10 м ЭКГ4,6 7 8 9 9а 10 ЭКГ5 ЭКГ-8 ЭВГ4 ЭКГ8 ЭКГ-5 ЭКГ8 ЭКГ12,5 ЭВГ-6 ЭКГ10 ЭКГ12,5 Железнодорожный транспорт 105 210 78 87 174 66 123 207 91 178 365 133 148 304 112 209 378 155 206 288 - 112 94 126 184 159 212 - 157 132 157 273 229 274 - 220 184 182 378 317 312 - 196 223 97 83 107 168 145 186 - 135 117 126 232 201 217 - ЭВГ-4 ЭКГ4,6 134 110 154 227 186 261 - 192 157 211 322 265 356 - 268 220 259 466 384 452 - - 207 344 512 - 152 416 - - 170 263 375 - 176 300 - 330 495 660 - 260 471 - - 291 380 495 - 283 396 ЭКГ4,6 118 104 120 129 163 ЭКГ10 328 249 285 401 384 ЭВГ4 - 81 67 99 113 93 138 - ЭКГ5 h=20 103 85 123 143 118 172 - h=10 м ЭКГ- ЭКГ5 8 171 257 154 193 183 225 196 290 235 282 - ЭКГ4,6 h=15 ЭКГ4,6 93 85 98 101 130 Автотранспорт h=12 м ЭКГ- ЭКГ- ЭКГ- ЭВГ5 8 10 4 134 201 266 125 158 204 148 183 233 154 227 326 188 227 308 - h=15 ЭКГ4,6 100 97 115 115 137 ЭКГ5 150 123 143 170 168 ЭКГ-8 207 159 183 253 231 h=20 ЭКГ12,5 - ЭВГ6 - ЭКГ-8 152 115 132 155 157 Примечание: Расчет скорости проходки для схем 6 и 11 не производилось, так как эти схемы рекомендуется принять при высоте уступа 20 метров, и поэтому не отражает влияние высоты уступа. 75 1 1а 2 3 3а 3б 4 4а 5 (с последовательной выемкой слоев) 5а (с параллельной выемкой слоев) ЭКГ3,2 h=12 м 76 Таблица 3.10 - Скорость проходки разрезных траншей на действующих карьерах Предприятие Высота уступа, м Ширина Производительнсть Скорость траншеи по экскаватора, тыс. проходки, дну, м м /мес м/мес 3 Автотранспорт Соколовский карьер 10 30 35 100 Сарбайский карьер 10 30 41,7 119 10 - 2,0-2,6 20-25 Ново-бакальский карьер 8-10 40 24 90 Карьер Западный Каражал 12 20 35 110 Богословское рудоуправление Железнодорожный транспорт ЮГОК 10-15 20 40 80 НКГОК 15 32-48 30 65-70 Магниторский ГОК 10 12 30 75 10-13 40 16,4 15 12 24 35 50 15 27 23,6 45 8-10 15 20,8 120 Первоуральское рудоуправление Оленегорское рудоуправление Качканарское рудоуправление Ново-Бакальский рудник Углы откосов бортов траншей принимаются в зависимости от физико-механических свойств пород по «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий с открытым способом разработки». Расчетные разрезы траншей по углу и их сечения в зависимости от высоты уступа для различных технологических схем проходки приведены в таблице 3.6. Производительность погрузочного оборудования зависит от вида транспорта, соотношение емкости кузова и ковша, а также способа и схемы проходки траншей. В общем виде сменная производительность экскаватора в траншейных условиях работы может составлять: k н .с . k р .с . 1 1 Qсм.тр. ( В hctg ) , м3/см t t t 2 3 - продолжительность смены, час; 60Т см Е где: Т см Е - емкость ковша, м3; k н.с. - коэффициент наполнения; (3.35) 77 k р.с. - коэффициент разрыхления; t - время чистой погрузки, мин; 60 Е t k н .с . k р .с . Qчас , мин (3.36) Qчас - производительность экскаватора в час чистой работы, м3/час; t - время простоя экскаватора по организационным и технологическим причинам при фронтальной работе, отнесенное на один погруженный думпкар или самосвал, мин; 60Т см (1 kи .с. ) Е t Qсм.фр k н .с . k р .с . , мин (3,37) Qсм.фр - производительность экскаватора в смену при фронтальном условии работы, м3/см; kи .с. - коэффициент использования экскаватора в смену при фронтальных условиях работы; t - дополнительное время простоя экскаватора в смену при работе в траншейных условиях, отнесенное на погруженный думпкар или самосвал, мин; Дополнительное время простоя экскаватора при рассмотренных видах транспорта в зависимости от схемы проходки траншей. При железнодорожном транспорте и тупиковых условиях проходки траншеи погрузкой t может быть выражено: 60 (l1 l2 ) t p.n. , мин (3.38) 1000 n При погрузке состава одним экскаватором или при погрузке спаренными экскаваторами: t 2 t 2 60n1 n (l1 l2 ) 1 t p.n. , мин Vn1000 n n (3.38 а) где: Vn - скорость движения состава или части состава при маневрировании, км/час (примерно 10 км/час); l1 - длина забоя от стрелки тупика до забоя, м. l2 - длина тупика, м. t р.п. -время расцепки и проверки думпкара или части состава, мин; (принимается: один думпкар – 1 мин, 2-3 думпкара – 1,5 мин) τ – время на проверку тормозов, мин; (принимается на состав 3 мин.) n – количество думпкаров в составе при погрузке одним экскаватором; n1 – количество частей состава при погрузке спаренными экскаваторами; 78 При погрузке спаренными экскаваторами число думпкаров, которое может быть поставлено одновременно под погрузку, находится из выражения: Lп.т. , шт lд (3.39) Lп.т. S1 Rч.тах Rр.тах S2 , м (3.40) S1 R 2 p.тах ( Rч k )2 , (3.41) S2 R 2ч.тах ( Rч k )2 , (3.42) n где: Lп.т. - полезная длина тупика;м; R ч.тах - максимальный радиус черпания экскаватора, м; R p.тах - максимальный радиус разгрузки экскаватора, м; Rч - рабочий радиус черпания, м ( Rч =0,8); k – расстояние от оси пути до нижней бровки траншеи; lд - длина думпкара по сцепкам, м; Расположение оборудования по этой схеме проходки траншеи приведено на рисунке 3.2. Погрузка производится при работе двух экскаваторов в один состав следует определять как сумму часовых производительностей, взятую с коэффициентом 0,85, учитывающим не полное совпадение порожних думпкаров при погрузке под каждым экскаватором. При автомобильном транспорте t меняется в зависимости от схемы подачи автосамосвала под погрузку и принимается: при однотупиковой подаче к экскаватору – 2 мин. При кольцевой подаче к экскаватору – 1,5 минут, при подаче двумя тупиками – 1 мин: Основные данные для расчета и сменные производительности экскаваторов в траншейных условиях для железнодорожного и автомобильного транспорта приведены в соответственно в таблице 3.7 и 3.8. На основе полученных данных для типоразмеров горнотранспортного оборудования был рассчитан коэффициент использования производительности (Ки.пр.), который учитывает изменение сменной производительности экскаватора при проходке траншей по отношению к фронтальным условиям. Как видно из таблицы 3.7 и 3.8, увеличение отношения емкости транспортных сосудов к емкости ковша экскаватора достигается лучшее использование погрузочного оборудования в траншейных условиях. В основу расчета скорости проходки траншей положены площади сечения и сменные производительности экскаваторов в траншейных условиях При определении месячной производительности экскаваторов в траншейных условиях. При определении месячной производительности экскаваторов принято 22 рабочих дня в 3 смены по 7 часов каждая. 79 Результаты расчета в таблице 3.9. Используя эти результаты можно получить графическую зависимость (3.4) скорости проходки траншей от высоты уступа. Графики зависимости скорости проходки траншей от высоты уступа указаны на рисунке 3.3. Рисунок 3.3 - График зависимости скорости проходки траншей от высоты уступа 80 На основании анализа данных таблиц 3.7, 3.8, 3.9 и рисунка 3.3 можно сделать следующие выводы: 1. При увеличении высоты уступов в пределах с 10 до 20 м скорость проходки траншей уменьшается в обратнопропорциональной зависимости, которая может быть выражена: V2010 kпр h10 20 V10 20 , м/мес h2010 (3.43) где: k пр коэффициент пропорциональности, который составляет: 0,8-0,9 – когда отыскивается скорость проходки траншеи при большей высоте уступа по отношению к известной. 1,1-1,25 – когда отыскивается скорость проходки траншеи от меньшей высоте уступа по отношению к известной. Значение k пр зависит от схем проходки траншей. 2. Для достижения высоких скоростей проходки съездных и разрезных траншей целесообразно при вскрытии и подготовке горизонта уступ разбивать на подуступы. 3. Независимо от вида горнотранспортного оборудования, занятого на основной деятельности, на проходке траншей, особенно при больших объемах траншейных работ (свыше 10-15% от общих) необходимо применять специальное оборудование – более мощные экскаваторы, а также большегрузные думпкары и автосамосвалы. 4. Для увеличения производительности экскаваторов, занятых на проходке траншей, отношение емкостей транспортных сосудов и ковшей экскаваторов должно быть максимально возможным. 5. В целях сокращения выемочных объемов и увеличения скоростей проходки необходимо осуществлять взрывание широкой полосой, а траншеи проходить узким забоем. С целью сравнения с возможными скоростями проходки разрезных траншей в таблице 3.10 приводятся достигнутые скорости проходки по некоторым предприятиям черной и цветной металлургии и ширины траншеи по дну. После установления влияния высоты уступа на скорость проходки траншей, а следовательно, на время подготовки горизонта к эксплуатации, можно установить влияние высоты уступов на скорость понижения добычных работ и соответственно на производительность карьера по руде. Из формулы (3.7) явствует, что скорость понижения работ обратно пропорциональна высоте уступа. Это положение подтверждается и формулами (3.17, 3.18, 3.43), на основании которых можно сказать: чем больше время подготовки горизонта к эксплуатации, что 81 соответствует большей высоте уступа, тем меньше скорость понижения горных, и, соответственно, добычных работ. Рисунок 3.4 - График зависимости скорости понижения горных работ от высоты уступа Зависимость скорости углубки горных работ от высоты уступа представлена на рисунке 3.4. На основании анализа графика рисунке 3.4 следует сделать вывод, что зависимость Пг.р., а следовательно, и добычных работ Пд.р., может быть представлена выражением П г. р.2010 kпр h1020 П гр. р.1020 м/год h2010 (3.44) где: k пр коэффициент пропорциональности, который зависит от диапазона изменения высоты уступов; При изменении высоты уступов в пределах от 10 до 15 м, k пр =1; При изменении высоты уступов в пределах от 15 до 20 м, k пр =0,9; 82 Таким образом, анализ развития фронта добычных работ, скорости траншей и скорости понижения обычных работ, показал, что все они находятся в непосредственной зависимости от высоты уступов. Следовательно, и производительность карьера по руде непосредственно зависит от высоты уступов, причем зависимость обратнопропорциональна [101]. Иными словами, чем больше высота уступа, тем меньше возможная производительности карьера по руде. Поэтому при проектировании, в частности, при определении размера производительности карьера по полезному ископаемому, необходимое тщательно анализировать горно-геологические и горнотехнические условия разработки по всей предполагаемой глубине карьера с целью выявления зон, где потребуется изменение высоты уступа для обеспечения стабильности объема добычных работ. 83 3.4 ЗАВИСИМОСТЬ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ КАРЬЕРА ПО ГОРНОЙ МАССЕ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Производительности карьера по горной массе выражается зависимостью: Aг. м. Ар ( К э 1) , м3 (3.45) где: К э - эксплуатационный коэффициент вскрыши, м3/м3; Эксплуатационный коэффициент вскрыши для соответствующего периода может быть выражен [9] через среднеэксплуатационный коэффициент - К с.э. с помощью коэффициента неравномерности. К э К с.э. , м3/м3 (3.46) Среднеэксплуатационный коэффициент вскрыши представляет собой соотношение объема или веса вскрышных пород к объему или весу руды в границах карьера с учетом потерь и засорения, исключая количество породы и руды, вынимаемые за счет средств на производство горнокапитальных работ. Таким образом, соответствующий коэффициент период показывает эксплуатационного превышение коэффициента усредненного вскрыши на над среднеэсксплуатационным коэффициентом, и, следовательно, характеризует для конкретных условий принятые параметры системы разработки, схему вскрытия и порядок ведения взрывных работ. Как указано выше, в главе 2, на величину среднеэксплуатационного коэффициента вскрыши влияют показатели потерь и засорения, имеющие место при разработке месторождения и в результате чего этот коэффициент отличается от среднего коэффициента вскрыши на период эксплуатации карьера - К ср . Средний коэффициент вскрыши, определенный при проектировании на период эксплуатации карьера, является величиной постоянной и не зависит ни от высоты рабочего уступа, ни от направления отработки рудной залежи, ни от ценности и содержания полезного компонента. Поэтому, прежде чем перейти к анализу зависимости производительности по горной массе или, что то же, эксплуатационного коэффициента вскрыши от высоты уступа, необходимо определить взаимосвязь среднеэксплуатационного и среднего коэффициента вскрыши через показатели потерь и засорения. К с . э. Vэ 3 3 , м /м Рэ (3.47) 84 где: Vэ - эксплуатационный объем вскрышных пород с учетом потерь руды в карьере, м3; Рэ - эксплуатационный объем рудной массы в карьере с учетом потерь и засорения руды, м3; К ср Vг , м3/м3 Рг (3.48) где: Vг - геологический объем вскрышных пород в карьере в период эксплуатации, м3; Рг - геологический объем руды в карьере на период эксплуатации, м3; Р V Р V Vэ Vг Р V Vг Vг Vг Vг Vг 1 К ср V P V P V P Рэ Pг V P Рг 1 V P 1 1 1 Р Р Рг Рг Рг Рг Рг Рг г г 1 К с.э. Рассмотрим каждое слагаемое в скобках отдельно, используя выражения и буквенные обозначения, приведенные в главе 2. 1) 1 1 V P 1 П0 п 1 Рг Рг 2) Р Vг 1 1 1 V P Vг V P Vг Рг V П 1 1 1 К ср 0 1 1 Рг Рг Р Рг Рг Pг Р Р п п 1 К ср 1 п 1 П0 п п 0 К ср П 0 3) V Vг 1 1 1 V P V Р P V V P 1 г г г 1 1 1 К ср 1 п Рг Рг V V Рг Рг Pг V П П0 0 П0 0 К ср 1 П 0 п К ср Подставив найденные значения слагаемых в развернутое выражение К с.э. получим: 85 К ср 0 п 0 К с.э. К ср 0 п 0 0 0 0 К ср п П0 П0 П0 П0 0 К с. г . П0 К с. г . Значит К с.э. 0 Кср п П0 м3/м3 0 (3.49) Следовательно, эксплуатационный коэффициент вскрыши может быть выражен: К э. 0 Кср п П0 м3/м3 0 (3.50) Подставляя значение К э. в формулу (3.45) получаем зависимость для определения производительности по горной массе [98]: АГ .М . Ар 0 К ср п П0 1 м3 0 (3.51) Из рассмотренного выражения (3.51) видно, что для выявления зависимости высоты уступов на производительность по горной массе следует выявить таковую на коэффициент неравномерности λ, характеризующий значение эксплуатационного коэффициента вскрыши К э . С этой целью рассмотрим поперечный разрез вытянутого рудного тела с условными границами карьера, представленный на рисунке 3.5, и возможные случаи вскрытия и подготовки горизонтов: а) по конечному борту карьера со стороны лежачего или висячего боков залежи. б) по контакту рудного тела со стороны лежачего или висячего боков залежи или по вмещающим породам. в) по рудному телу 86 а) б) в) Рисунок 3.5 - График зависимости Кв.у. от высоты уступа 87 H;H1 – высота рабочей зоны, м; Lн; Lн1– длина откоса рабочего борта при высоте рабочей зоны H или H1, м; m; m1 ; m2 – горизонтальная мощность рудного тела, вовлеченного в разработку, м; lm; lm1 ; lm2 – длина откоса рабочего борта по руде, м; φ;φ1 – угол откоса рабочего борта, град; β – угол падения рудного тела, град; Из рассмотренного рисунка 3.5 видно, что линейное значение К ср (при залежах незначительного простирания значение может быть получено путем рассмотрения ряда поперечных разрезов или одного приведенного разреза) характеризуется отношением: а) L l l L l lm1 lm 2 Lн lm , или б) н н1 m или в) н н1 lm lm1 lm 2 lm Lн может быть выражено,как Lн1 H , соответственно sin H1 m sin , Lн1 может быть выражено как , при развитии работ от sin sin лежачего к висячему боку залежи, или как m sin при развитии работ от висячего к sin лежачему боку залежи. Соответственно lm1 m sin m1 sin и lm 2 2 . sin 1 sin Используя полученные выражения для случая «а» рисунок 3.5 находим значение К ср H m sin Hctg Hctg sin sin H sin К ср 1 1 m sin m sin sin m m sin Или К ср H ctg ctg 1 m (3.52) Знак «+» ставится при отработке от лежачего борта к висячему, знак «-» - наоборот. Для случая «б» рисунок 4.1 К ср H H1 m sin sin 1 ctg ctg 1 С совершенно допустимой погрешностью можно принять, что тогда: (3.53а) sin sin 1 , и 88 К ср H H1 ctg ctg 1 m (3.53б) Для случая «в» рис. 4.1 К ср H H1 m1 m2 1 ctg ctg ctg 1 ctg (3.54) Из вышеприведенных выражений следует, что на величину коэффициента неравномерности λ, а, следовательно, и на размер производительности по горной массе влияет значение ctgφ, то есть величина угла откоса рабочего борта карьера, которая, в свою очередь зависит от высоты уступов, принятых для разработки месторождения в границах карьера. По нормам технологического проектирования горнорудных предприятий с открытым способом разработки, можно определить изменением угла «φ» в зависимости от изменения высоты уступов с 10 до 20 м. При высоте уступа h=10 м усредненное значение угла φ=16º, при h=15 м φ=21º, при h=20 м φ=26º. Угол падения рудного тела «β» характеризует условия разработки месторождения, для которых необходим правильный выбор параметров системы разработки и, в частности, высоты уступа, как одного из основных параметров. Поэтому нахождение экономически целесообразного для определенных условий значения ctg φ±ctg β должно базироваться на выборе значения ctg φ. Выражение (ctgφ±ctgβ) может быть заменено параметром, характеризующим принятую высоту уступа и обозначено «Кв.у.» [100]. Тогда, зависимость для определения коэффициента неравномерности «λ» могут быть представлены в следующем виде[100]: Для случая «а»: 1 H К в. у. 1 К ср m (3.55) 1 H H1 К в. у. 1 К ср m (3.56) Для случая «б»: Для случая «в»: 89 1 H H1 К в. у. 1 m m К ср 1 2 К в. у. К в. у. (3.57) Для определения характера изменения Кв.у. в зависимости от высоты уступа и нахождения его значения построена и приводится на рисунке 3.5 номограмма при углах падения рудного тела в пределах от 20º до 90º. Из характера изменения Кв.у. при значении углов β=20º; 30º; 45º; 60º и 90º, видно, что для иных промежуточных значений угла «β» величина Кв.у. при интересующей высоте уступа может быть найдена путем интерполяции. Анализ формул (3.55 - 3.57) и номограмм на рисунке 3.5 позволяет сделать следующие выводы: 1. Размер производительности по горной массе прямопропорционален значению Кв.у.. 2. Величина Кв.у. уменьшается с увеличением высоты уступа с 10 до 20 м, то есть в два раза, значение Кв.у. уменьшается в 1,3-1,55 раза при β = 20º÷90º и развития горных работ от лежачего к висячему боку залежи, в 1,55-2,8 раза при β = 90º ÷20º и развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи. 3. Наибольшее влияние на размер производительности по горной массе оказывает изменение высоты уступа при значении угла β = 20º÷90º и развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи. 4. Абсолютное значение Кв.у. (в пределах изменения угла β = 60º÷20º) значительно меньше в 1,2÷6 раза при развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи, чем от лежачего к висячему боку. Следовательно, изменяя высоту уступа в процессе отработки карьера можно изменять эксплуатационный коэффициент вскрыши «Кэ.» и, соответственно размер производительности по горной массе [100]. Необходимость и целесообразность усреднения объемов вскрышных работ по периодам убедительно доказана практикой проектирования, работой карьеров и исследованиями В.В. Ржевского [73,74], А.И. Арсентьева [9,10] и В.С. Хохрякова [103]. В процессе проектирования эксплуатационный коэффициент вскрыши стараются усреднить по отдельным периодам и приблизить его значение в период стабильной добычи по руде к величине среднеэксплуатационного коэффициента вскрыши, то есть приблизить коэффициент неравномерности λ к единице. 90 Улучшить равномерность вскрышных работ, то есть снизить величину λ, можно кроме выбора наиболее рационального способа вскрытия и направления развития горных работ при оптимальной для этих условий высоте уступов, еще и методом оставления в контурах карьера временно нерабочего борта. Свыше 95 % карьеров глубиной более 150 м отрабатываются с использованием временно нерабочих бортов. Регулирование объемов вскрышных работ за счет формирования временно нерабочего борта является экономически целесообразным [72,32,33]. Сущность метода заключается в том, что внутри конечных контуров карьера намечается промышленная граница. Горные работы на породных уступах ведутся с начала до этой границы, где оставляются только транспортные бермы или полурабочие площадки в зависимости от горнотехнических условий разработки карьера. Карьер при этом продолжает углубляться. Разнос временно нерабочего борта следует начинать либо когда начнет снижаться коэффициент неравномерности λ за счет сокращения объемов вскрышных работ в промышленных контурах карьера, либо когда намечается сокращение рудного фронта, приводящее в итоге к снижению производительности по руде. Понижение горных работ при разносе временного борта должно быть интенсивным, чтобы обеспечить бесперебойную работу карьера на уровне набранной или заданной производительностью по руде, и своевременный выход горных пород конечный контур карьера по условию ненарушенной транспортной связи горизонтов с пунктами доставки руды и породы. Поскольку интенсивность понижения горных работ находится в зависимости от высоты уступа (3.44), можно разработать методику расчета темпа горных работ при разносе временного нерабочего борта и использование ее при определении рациональной высоты уступов [11]. Например, в карьере принято вскрытие временными съездами по лежачему боку рудного тела горные работы понижаются по линии ОАС под углом «γ» (Рисунок 3.6). Известна скорость углубки карьера по вертикали h0, равная в данном случае скорости понижения добычных работ hд.р.. Горные работы на каждом уступе останавливаются, когда фронт работ подходит к линии АВ временного нерабочего борта. Верхняя скорость формирования борта ВА (hб) может быть определена из уравнения: hб h0 ctg ctg , ctg ctg 1 где: - угол, под которым идет углубка карьера, град; (3.58) 91 1 - угол откоса временно нерабочего борта, град; Рисунок 3.6 - Схема работы карьера с созданием временного нерабочего борта Обозначим время, необходимое для углубления карьера до точки О, при котором рабочий борт подходит к точке В – ТВ. Время опускания горных работ от поверхности до точки А-ТА. За время Тб= ТА- ТВ будет сформирован борт АВ, а добычные работы опустятся на точки О в точку А. Однако, бесперебойная работа карьера будет обеспечена в случае, если при углубки карьера до точки А будет завершен разнос временно нерабочего борта до рабочего состояния AF. Для этой цели разнос временного нерабочего борта должен быть начат, допустим, при углублении горных работ в точку N, что соответствует времени формировании части борта ВА на участке ВМ. Время углубления горных работ от поверхности до точки N обозначается ТЕ. Время разноса временного нерабочего борта АВ - ТР будет равно времени опускания горных работ из точки N в точку А или ТР= ТА- ТЕ. Так как на борту АВ нет рабочих площадок, то работы по разносу этого борта аналогично развитию горных работ на косогоре и возможная скорость понижения горных работ может быть определена согласно исследованию А.И. Арсентьева [10] по формуле: h р .б . Q hlф ctg ctg 1 bт bб (l с ф lо ) где: bт - необходимая ширина разрезной траншеи, м , м/год (3.59) 92 bб - ширина бермы на временном нерабочем борту с учетом величины проложения от откоса уступа, м; lф - минимальная длина экскаваторного блока при расширении траншеи, м; Принимая во внимание вышеприведенные соображения, можно утверждать, что при опускании горных работ на глубину HA должно соблюдаться равенство: H A hATA hб Tб hбTб hр.б.Tр , (3.60) На графике (Рисунок 3.7) показан этот процесс в координатах: глубина-время, H=f(Т). Ход понижения горных работ по вертикали со скоростью h0 изображенной прямой ОА. Ход формирования временного нерабочего борта со скоростью hб – прямой ВА. Разнос нерабочего борта со скоростью hр.б. – прямой В'А. Во всех случаях понижения добычных работ , формирования и разноса борта ВА прямые, характеризующие процессы, должны встретится в точке А. Высота временного нерабочего борта в любой момент времени равна расстоянию по вертикали между линиями ВА и В'А. Из формул (3.58) и (3.60) следует: hр.б . h0 Tб ctg ctg , Т р ctg ctg 1 м/год (3.61) На основании исследований [13] установлено, что развитие горных работ по разносу временного нерабочего борта может идти интенсивно со скоростью понижения Пр.б., если обеспечивается условие. П р .б . Q , м/год hlн.ф. ctg ctg 1 (3.62) где: lн.ф. - длина экскаваторного блока на рабочих уступах при нормальной работе, м; Использую выражения (3.58) и (3.61), получаем h0 Tб ctg ctg Q Tр ctg ctg 1 hlн.ф. ctg ctg 1 Следовательно, высота уступа при разносе временного нерабочего борта должна удовлетворять условию: h Tр Q Tб h0lн.ф. ctg ctg (3.63) 93 Рисунок 3.7 - График H=f(T) взаимосвязи понижения основных горных работ /ОА/, по временному нерабочему борту при основной углубке /ВА/ и разносе временного нерабочего борта /В׳А/ Т0 – начало строительства карьера; ТВ – начало формирования временного нерабочего борта; ТЕ – начало разноса временного нерабочего борта; ТА – окончание разноса временного нерабочего борта; В выражении (3.59) значение ширины бермы на временном борту можно представить: bб hctg 1 ctg , м (3.64) а значение необходимой ширины разрезной траншеи: bт К ш h (3.65) где: К ш - коэффициент ширины траншеи в зависимости от высоты уступа. На основании статистической обработки данных таблицы 3.5 получены следующие значения « К ш » в зависимости от высоты уступа и схемы проходки траншеи: 94 Таблица 3.11 - Значение коэффициента ширины траншеи от высоты уступа и схемы проходки траншеи Номера схем проходки траншей Значение коэффициента ширины траншеи«Кш» h=10 м h=12м h=15м h=20 м 1,3,4 2,4 2,1 1,7 1,55 1а,3а 3 2,6 2,1 1,85 2,3-б 1,7-2,25 1,4-1,85 1,2-1,5 1,1-1,45 7,9-а 2,4 2,1 1,7 1,55 8 2,9-4,1 2,4-3,4 1,9-2,7 2,0 9 2,6-3,8 2,15-3,1 1,7-2,5 1,9 10 1,4-2,1 1,2-1,75 1,0-1,6 1,0 Таким образом, выражение скорости понижения горных работ по разносу временного нерабочего борта может быть представлено: h р.г . hlф. ctg ctg 1 Q К ш.h hctg 1 ctg lф. lо. , м/год (3.66) с Используя формулы (3.61) и (3.66), можно получить дополнительные условия для определения высоты уступа, которое имеет выражение: h Т р.Qctg ctg 1 ,м К ш. ctg 1 ctg lф. lо. Tб .h0. ctg ctg lф. ctg ctg 1 с (3.67) Полученные зависимости (3.63) и (3.67) могут быть использованы при анализе с целью определения рациональной высоты уступов при разносе временного нерабочего борта карьера. Из приведенных зависимостей вытекают вполне определенные выводы, а именно: чем меньше должно быть время разноса борта, тем меньше должна быть высота уступа. 95 3.5 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 3 1. Увеличение площади залежи – « S », то есть ее параметров «m» и « Lр.г . », при постоянстве производительности карьера позволяет пропорционально увеличивать высоту уступов по руде. На основании графика можно представить зависимость длины фронта работ по руде в виде выражения: Lфр.2010 h1020 Lф. р.1020 , м h2010 где индекс 20÷10 или 10÷20 показывает величину и предел изменения высоты уступов. 2. Очень большое влияние на высоту уступов оказывает величина « lф » в пределах применения ее от 300 до 700 м. Дальнейшее постепенное увеличение длины фронта работ на один экскаватор, мало сказывается на значение высоты уступов. 3. При отработке рудного тела с углом падения менее 75º с точки зрения выбора наибольшего значения высоты уступа направление развития работ следует рекомендовать от висячего бока залежи или поперечными заходками, если достаточна мощность рудного тела и позволяет вид транспорта. 4. При резком сокращении с глубиной площади залежи и параллельном изменении угла ее падения для сохранения годовой производительности карьера по руде необходимо изменение высоты уступа, так как компенсация потери рудного фронта уменьшением « lф », то есть увеличением количества работающих экскаваторов на горизонте, практически недопустима по условиям транспорта с горизонта. 5. Для сохранения достигнутого уровня добычи руд длина фронта по руде может изменяться в пределах, но так, чтобы отношение левой части зависимости не получило значение меньше 1. Это достигается своевременным вскрытием и подготовкой нижележащих горизонтов, то есть понижением добычных работ. 6. При увеличении высоты уступов в пределах с 10 до 20 м скорость проходки траншей уменьшается в обратнопропорциональной зависимости, которая может быть выражена: V2010 kпр h10 20 V10 20 , м/мес h2010 где индекс 20÷10 или 10÷20 показывает величину и предел изменения высоты уступов k пр коэффициент пропорциональности, который составляет: 0,8-0,9 – когда отыскивается скорость проходки траншеи при большей высоте уступа по отношению к известной. 96 1,1-1,25 – когда отыскивается скорость проходки траншеи от меньшей высоте уступа по отношению к известной. Значение k пр зависит от схем проходки траншей. 7. Для достижения высоких скоростей проходки съездных и разрезных траншей целесообразно при вскрытии и подготовке горизонта уступ разбивать на подуступы. 8. Независимо от вида горнотранспортного оборудования, занятого на основной деятельности, на проходке траншей, особенно при больших объемах траншейных работ (свыше 10-15% от общих) необходимо применять специальное оборудование – более мощные экскаваторы, а также большегрузные думпкары и автосамосвалы. 9. Для увеличения производительности экскаваторов, занятых на проходке траншей, отношение емкостей транспортных сосудов и ковшей экскаваторов должно быть максимально возможным. 10. В целях сокращения выемочных объемов и увеличения скоростей проходки необходимо осуществлять взрывание широкой полосой, а траншеи проходить узким забоем. 11. Скорость понижения работ обратно пропорциональна высоте уступа. Чем больше время подготовки горизонта к эксплуатации, тем меньше скорость понижения горных и, соответственно, добычных работ. Таким образом, анализ развития фронта добычных работ, скорости траншей и скорости понижения обычных работ, показал, что все они находятся в непосредственной зависимости от высоты уступов. Следовательно, и производительность карьера по руде непосредственно зависит от высоты уступов, причем зависимость обратнопропорциональна. Иными словами, чем больше высота уступа, тем меньше возможная производительности карьера по руде. Поэтому при проектировании, в частности, при определении размера производительности карьера по полезному ископаемому, необходимое тщательно анализировать горногеологические и горнотехнические условия разработки по всей предполагаемой глубине карьера с целью выявления зон, где потребуется изменение высоты уступа для обеспечения стабильности объема добычных работ. 12. Размер производительности по горной массе прямопропорционален значению Кв.у.. 13. Величина Кв.у. уменьшается с увеличением высоты уступа с 10 до 20 м, то есть в два раза, значение Кв.у. уменьшается в 1,3-1,55 раза при β= 20º÷90º и развития 97 горных работ от лежачего к висячему боку залежи, в 1,55-2,8 раза при β= 90º ÷20º и развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи. 14. Наибольшее влияние на размер производительности по горной массе оказывает изменение высоты уступа при значении угла β= 20º÷90º и развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи. 15. Абсолютное значение Кв.у. (в пределах изменения угла β= 60º÷20º) значительно меньше в 1,2÷6 раза при развитии горных работ от висячего к лежачему боку залежи, чем от лежачего к висячему боку. Следовательно, изменяя высоту уступа в процессе отработки карьера можно изменять эксплуатационный коэффициент вскрыши «Кэ.» и соответственно размер производительности по горной массе. Из приведенных зависимостей вытекают вполне определенные выводы, а именно: чем меньше должно быть время разноса борта, тем меньше должна быть высота уступа. 98 4 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА ПОКАЗАТЕЛИ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ ГОРНЫХ РАБОТ 4.1 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТИ 1 М3 ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Для обеспечения оптимальной степени дробления горных пород с различными физико-механическими свойствами требуется бурить взрывные скважины диаметром 100300 мм в труднобуримых породах рекомендуется применять скважины увеличенного диаметра, а в легкобуримых – уменьшенного. Средним по степени дробления породам соответствуют средние значения диаметром порядка 200 мм. На основании обобщения и анализа практики ведения буровзрывных работ на карьерах черной и цветной металлургии, работы рекомендуется вести следующим диаметром скважин: Для труднодробимых пород – 200 – 300 мм. Для среднедробимых пород – 150-275 мм. Для легкодробимых пород – 100-150 мм. При выборе конкретного значения диаметра скважин при определении горногеологических условий и физико-механических свойств пород в пределах одной категории дробимости, следует для пород с небольшим коэффициентом крепости принимать меньший диаметр. Этот вывод вытекает из удельного веса затрат на буровзрывные и экскавационные работы в зависимости от крепости горных пород: при высоком коэффициенте крепости и соответственно больших затратах на буровзрывные работы можно пойти на расширение сетки скважин, иногда даже в ущерб качеству дробления. Для слабых пород дробления, наоборот, дробление должно и может быть качественнее. При определении зависимости стоимости 1 м3 взорванной горной массы от высоты уступа, рассматривают породы: легкодробильные, среднедробильные и труднодробильные. Причем, из каждой категории дробильности рассматривались породы отличной между собой крепостью, а именно: Из труднодробимых пород с коэффициентом f=14; Из среднедробимых пород с коэффициентом f=10-14; Из легкодробимых пород с коэффициентом f=5-10, для того, чтобы основной диапазон крепости скальных пород и оттенить влияние диаметра скважины и связанных с ним параметров. 99 Расчет параметров БВР производился для условий наклонного расположения скважин с рассредоточенным зарядом по следующим формулам: h Lпер , м, sin (4.1) Lзар.ч. Lскв Lзаб , м, (4.2) Lзар. 0,85Lзар.ч , м (4.3) Lпром 0,195Lзар.ч. м (4.4) a PLзар.ч. , м (4.5) Q aWhq mW 2hq ,м (4.6) Lскв Lскв - глубина скважины, м; h - высота уступа, м; α – угол наклона скважины, град; Lзаб - длина забойки в скважине, м; Lзар.ч. - длина заряжаемой части скважины, м; Lзар. - общая длина заряда в скважине, м; Lпром - общая длина промежутков, м; Lпер - длина перебура, м; Q - вес заряда в скважине, кг; P - вместимость ВВ в 1 п.м. скважины, кг/м; a - расстояние между скважинами, м; W - сопротивление по подошве, м; q - удельный расход ВВ, кг/м3; m - коэффициент сближения скважин 100 Таблица 4.1 – Показатели буровзрывных работ для различных пород и высот уступа Наименьшие исходные величины Крепость пород по Протодьяконову f>14 f=10-14 f=5-10 Диаметр скважин – d, мм 250 200 150 Угол наклона скважины – α, град. 80 70 65 Коэффициент сближения скважин –m 1,5 1,2 1,0 Перебур Lпер, м 10d 11d 10d 0,3Lскв 0,27Lзаб 0,24Lзаб Длина забойки в скважине – Lзаб, м Удельный расход ВВ равен q при кг/м3 для различных пород и высот уступа при плотности ВВ равной 1 приведен в таблице 4.2. Таблица 4.2 - Удельный расход ВВ для различных пород и высот уступа Высота уступа, м Крепость пород по Протодьяконову f>14 f=10-14 f=6-10 10 0,420 0,350 0,280 15 0,410 0,335 0,275 20 0,400 0,320 0,266 25 0,389 0,315 0,259 30 0,378 0,310 0,252 Стоимость ВВ принимается равной 30 000 р за 1 тонну. Расход детонационного шнура на одну скважину определяется по формуле: D 4a 2Lскв 10 , м, Стоимость ДШ принимаем равной 14 р. за п.м. Стоимость РП принималась равной 70 р за 1 шт. (4.6) 101 Стоимость ВМ на 1 м3 взорванной горной массы в зависимости от высоты уступа приведена в таблице 4.3 в руб/в %. Таблица 4.3 - Стоимость ВМ на 1 м3 взорванной горной массы в зависимости от высоты уступа Высота уступа, м Крепость пород по Протодьяконову f>14 f=10-14 f=6-10 10 13,7/100 11,9/100 10,05/100 15 13/94,70 10,9/92,5 9,32/92,8 20 12,53/91,5 10,2/87,0 8,89/88,4 25 11,95/87,8 9,91/85,0 8,59/85,5 30 11,65/85,0 9,91/84,5 8,30/79,9 Производительность станка в смену определяется по формуле: T t t IV Пс Lскв , м/смену, t t t (4.7) T - продолжительность смены, час; t - время на переезд станка от скважины к скважине с установкой над новой скважиной принимается на 1 скважину независимо от высоты уступа, час; t - время свинчивания и развинчивания створа штанг на одну скважину, определяется из расчета на 1 штангу в мин; t - время на осмотр бурового инструмента и передачи смены принять 0,5 часа независимо от высоты уступа; t - чистое время бурения одной скважины. Для бурения легкобуримых пород крепостью в f=5-10 применяется станок типа ROC L8. На том же основании для бурения среднедробимых пород крепостью f=10-14 принимаются станки типа СБШ-200 производительностью в час чистого времени работы по целику - 10 м, по верхнему разрушаемому слою – 6 м. Стоимость 1 м3 горной массы по бурению для пород различной крепости и высоте уступа от 10 до 30 м. приведены в таблице 4.4. 102 Таблица 4.4 – Стоимость 1 м горной массы по бурению для пород различной крепости и высоте уступа от 10 до 30 метров. 3 Наименова ние показателе й h=10 h=15 h=20 h=30 f=10-14 f=6-10 f>14 f=10-14 f=6-10 f>14 f=10-14 f=6-10 f>14 f=10-14 f=6-10 f>14 f=10-14 f=6-10 t', час 0,25 0,25 0,22 0,25 0,25 0,22 0,25 0,25 0,22 0,25 0,25 0,22 0,25 0,25 0,22 t'', час 0,16 0,16 0,08 0,23 0,23 0,12 0,3 0,3 0,15 0,36 0,36 0,18 0,43 0,43 0,22 t''', час 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 t'v, час 1,1 1,05 0,8 1,14 1,09 0,83 1,18 1,13 0,86 1,22 1,17 0,89 1,26 1,21 0,92 t, час 1,66 1,38 1,9 2,31 1,9 2,69 2,98 2,44 3,47 3,57 2,97 4,26 4,21 3,5 4,84 Q, м/см 32,8 39,4 32,3 34,2 41,3 33,6 35,0 42,3 34,5 35,2 43,0 34,9 35,4 43,3 35,0 Стоимость машиносмены, руб 19476,8 01 18937,8 02 12280,4 36 19840,9 89 19229,1 53 12528,0 84 20248,8 81 19505,9 36 12819,4 35 20394,5 56 19797,2 87 12965,1 11 20540,2 31 20074,0 70 13110,786 Стоимость 1 п. м., руб 594,356 480,729 380,213 582,702 466,161 372,929 579,788 461,791 371,472 578,331 460,334 371,472 579,788 463,248 371,472 1 м3 по бурению, руб 9,323 9,032 9,760 7,866 7,721 8,741 7,284 6,992 8,012 6,701 65,554 7,575 5,827 6,264 7,284 % 100 100 100 90,5 85,5 89,1 85,5 77,5 81,8 81 72,5 77 78,5 69,5 74,3 102 f>14 103 Стоимость 1 м3 горной массы по буровзрывным работам в зависимости от высоты уступа при добыче пород различной крепости приведена в таблице 4.5. Таблица 4.5 - Стоимость 1 м3 горной массы по буровзрывным работам в зависимости от высоты уступа при добыче пород различной крепости Крепость пород по Протодьяконову Высота уступа, м f>14 f=10-14 f=6-10 10 22,43 20,83 19,81 15 20,83 18,65 18,06 20 19,81 17,19 16,90 25 18,65 16,46 16,17 30 18,06 16,17 15,59 4.2 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТИ ЭКСКАВАЦИИ 1 М3 СКАЛЬНОЙ ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Определение зависимости стоимости экскавации 1 м3 скальной горной массы от высоты уступа производится на основе выявления стоимостных показателей погрузочных работ различных моделей карьерных экскаваторов типа механическая лопата. В основу ряда моделей механических лопат положен типаж одноковшовых карьерных экскаваторов, применяемых на карьерах РФ и стран СНГ. Рисунок 4.1 - Зависимость себестоимости буровзрывных работ на 1 м3 взорванной горной массы от высоты уступа при различной крепости пород. 104 Согласно указанному типажу, принято шесть моделей карьерных экскаваторов с ковшами емкостью: 4,6 м3;5 м3; 8 м3; 10 м3; 12,5 м3; 15 м3; и соответствующими параметрами. Рассмотрение типажного ряда карьерных мехлопат производства машиностроительной промышленности РФ обусловлено анализом исследований [5], а также статистическими данными [57,58,80], которые указывают на то, что в настоящее время доля карьерной техники зарубежного производства не превышает 5 % и подавляющее число добывающей техники на карьерах черной и цветной металлургии РФ и СНГ представлены техникой отечественного производства [5]. Расчет стоимости экскавации 1 м3 скальной горной массы производится следующим путем. Определялась стоимость машино-смены каждой базовой модели экскаватора, его сменная производительность и далее стоимость экскавации 1 м3. Зависимость стоимости погрузки 1 м3 от высоты уступа выявлялась через максимальную высоту черпания экскаватора каждой базовой модели. Соотношение между высотой уступа и максимальной высотой черпания экскаватора (Hч.max) принять равным: h 1,5H ч.max , м, Стоимость Центрогипрошахтом. машиносмены Режим определяется работы экскаватора (4.8) по методике, предложенной и коэффициент использования принимались по «Нормам технологического проектирования». Средняя продолжительность времени цикла получена путем деления времени цикла при угле поворота 90° на коэффициент 0,8, учитывающий всякого рода задержки, а именно: большего угла поворота, состояние забоя, квалификацию машиниста и другое. Краткая характеристика экскаваторов и стоимость экскавации 1 м 3 взорванной горной массы в зависимости от параметров карьерных экскаваторов типа мехлопата приведены в таблице 4.6. 105 Таблица 4.6 – Краткая характеристика экскаваторов и стоимость экскавации 1 м3 взорванной горной массы в зависимости от параметров карьерных экскаваторов типа мехлопата Наименование Модели карьерных мехлопат, согласно утвержденному типажу показателей ЭКГ-4,6 ЭКГ-5 ЭКГ-8 ЭКГ-10 ЭКГ12,5 ЭКГ-15 Емкость ковша, м3 4,6 5 8 10 12,5 15 Высота черпания максимальная, м 10,3 11,3 13,1 15,2 15,2 18 Мощность двигателя, кВт 630 294 496 798 798 1358 Рабочий вес,т 73 205 360 597 597 1059 Средняя продолжительность цикла при работе в скальных грунтах, сек 28,4 30,4 32 33 36 38,0 Коэффициент экскавации 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 0,5 Часовая производительность, м3 125 295 440 630 630 855 0,67 0,67 0,67 0,67 0,67 0,67 0,61 0,61 0,61 0,61 0,61 0,61 Коэффициент использования в течении смены: а) при автотранспорте б) при железнодорожном транспорте Продолжение таблицы 4.6 Наименование 106 Модели карьерных мехлопат, согласно утвержденному типажу ЭКГ-4,6 ЭКГ-5 ЭКГ-8 ЭКГ-10 ЭКГ12,5 ЭКГ-15 а) при автотранспорте 590 1380 2050 2950 2950 - б) при железнодорожном транспорте 530 1250 1870 2700 2700 8650 показателей Сменная производительность: Стомость машиносмены экскаваторов, руб. 9187,75 14474,31 20267,82 29575,02 29575,02 42056,49 Стоимость экскавации 1 м3, руб: а) при автотранспорте б) при железнодорожном транспорте 15,59 10,49 9,47 10,05 10,05 - 17,34 11,65 10,34 10,93 10,93 11,51 Зависимости себестоимости экскавации 1 м3 скальной горной массы от типоразмера экскаватора и соответствующей высоте уступа при авто и железнодорожном транспорте представлена на рисунке 4.2. Высота черпания Hчmax в соответствии с типажным рядом экскаваторов, представленным на рисунке 4.2: 1 – 8,1 м; 2 – 8,6 м; 3 – 9,4 м; 4 – 10,1 м; 5 – 10,3 м; 6 – 11,5 м; 7 – 12,5 м; 8 – 13,5 м; 9 – 14,4 м; 10 – 15,5 м. 107 Рисунок 4.2 - Зависимость себестоимости экскавации 1 м3 скальной руды и породы от типоразмера экскаваторов при соответствующей высоте уступа и различных видах транспорта 1. Номера точек на кривой соответствуют типажному ряду экскаваторов. Высота уступа определяется выражением Hуст.=1,5 Нч. 108 4.3 ЗАВИСИМОСТЬ РАСЧЕТНЫХ ЗАТРАТ НА ТРАНСПОРТИРОВАНИЕ 1 М3 ГОРНОЙ МАССЫ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА ПРИ ЖЕЛЕЗНОДОРОЖНОМ И АВТОМОБИЛЬНОМ ТРАНСПОРТЕ При производстве расчетов для получения достаточно полного представления о характере изменения расчетных транспортных затрат ( Рисунок 4.2), рассмотрим различные масштабы производительности железорудных карьеров, характерные для автомобильного и железнодорожного видов карьерного транспорта. Для учета конкретных условий, влияющих на показатели работы транспорта, различные производительности карьеров рассмотрим применительно к действующим предприятиям, в том числе: При автомобильном карьерном транспорте – Западный Каражал (с годовой производительностью по скальной горной массе 6,2 млн. т или 2,14 млн. м3). Белорецкий рудник (13,5 млн.т или 4,57 млн. м3) и Гаринский ГОК (30 млн. т или 10,36 млн. м3); При железнодорожном карьерном транспорте – Оленегорский ГОК (16,55 млн.т или 5,63 млн. м3), ЮГОК (37,9 млн т или 13,90 млн. м3) и Качарский ГОК (63,0 млн т или 22,42 млн. м3). По указанным предприятиям произведены необходимые технологические расчеты (подсчитано количество оборудования, протяженность коммуникаций, штаты трудящихся, расход материалов, энергии, горючего и так далее) и определены расчетные затраты. При производстве технических расчетов и определения затрат на единицу горной массы учитывались следующие положения: 1. Режим работы транспорта полностью соответствует режиму производства горных работ в течении года, суток, смены. При рассмотрении карьеров, использующих автомобильный транспорт, учитывалось, что каждая машина работает в 2 смены в сутки при трехсменном режиме работы карьерного транспорта в целом. 2. При определении количества транспортного оборудования расстояние перевозок от верхней точки рабочей зоны до борта карьера по поверхности и на поверхности от борта карьера до отвалов и фабрик принималось постоянным в пределах каждого вида транспорта. Соблюдение данных условий позволило упростить расчеты и свести к минимуму влияния схемы взаиморасположения объектов предприятия (карьера, отвалов, фабрики) на характер изменения кривых расчетных транспортных затрат, оттенив влияние на указанные кривые высоты уступа в карьере. 109 При этом принятое в расчетах расстояние транспортирования горной массы от средневзвешенного горизонта в карьере до фабрики и отвалов при автомобильном транспорте не превышает известных величин – 3,5 - 4,5 км, а при железнодорожном транспорте составляет 7 - 8 км, что является характерным для карьеров черной металлургии, использующих железнодорожный транспорт. Соответственно сказанному глубина карьеров, с которой начинается рабочая зона, была принята равной: При автомобильном транспорте – 60 м, При железнодорожном транспорте – 140 м. Расчетный уклон автомобильных дорог принят равным 7 ‰, а железнодорожных путей 35 ‰; руководящие уклоны, учтённые при производстве тяговых расчетов, составляют соответственно 8 ‰ и 40 ‰. Расстояние транспортирования по поверхности равно при автотранспорте 1,5 км (в т.ч. 0,5 км по отвалу при перевозке вскрышных пород); при железнодорожном транспорте – 2,5 км, (в том числе 1,0 км – по отвалу). При определении расстояния транспортирования в карьере были использованы проекты и планы карьеров на год, соответствующие принятой производительности. При определении протяжения коммуникаций на поверхности использованы проектные показатели соответствующих предприятий. 3. Принятый в расчетах тип транспортного оборудования зависит, кроме прочих причин, от типа карьерного экскаватора (емкости ковша). Соотношение между емкостями ковша экскаватора и транспортных сосудов колеблется при автотранспорте в пределах от 1:5-1:9, при железнодорожном транспорте от 1:5 до 1:15. Принятые для расчетов типы транспортного оборудования указаны в таблице 4.7. Таблица 4.7 – Принятые для расчетов типы транспортного оборудования Тип транспортного оборудования Емкость ковша экскаватора, м3 При железнодорожном транспорте При автомобильном транспорте 4,6 Думпкар карьерный грузоподъемность, 80 т Автосамосвал грузоподъемность 40 т 5 Думпкар карьерный грузоподъемность, 80 т Примечание Тяга поездов осуществляется двумя электровозами Автосамосвал переменного тока грузоподъемность 40 типа Д-100 м т сцепным весом 100 т Продолжение таблицы 4.7 110 Тип транспортного оборудования Емкость ковша экскаватора, м3 При железнодорожном транспорте При автомобильном транспорте 8 Думпкар карьерный грузоподъемность, 80-100 т Автосамосвал грузоподъемность 60 т 10 Думпкар карьерный грузоподъемность, 140-180 т Тягач с полуприцепом грузоподъемностью 80-110 т 12,5 Думпкар карьерный грузоподъемность, 140-180 т Тягач с полуприцепом грузоподъемностью 80-110 т 15-20 Думпкар карьерный грузоподъемность, 140-180 т - Примечание на руководящем уклоне и 1 электровоз – на остальных участках 4. Скорости движения автомашин и поездов, величины задержек во времени на рейс, время разгрузки, коэффициент неравномерности использования сменного времени и т.п. приняты по «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий открытым способом разработки» »[53]. 5. Время погрузки определялось по часовой производительности соответствующих экскаваторов. 6. При производстве тяговых расчетов и определении количества вагонов в составе, результат расчета не округлялся, для того, чтобы результирующая кривая транспортных затрат не имела ступенчатых скачков. 7. При разбивке рабочей зоны на уступы различной высоты, определении протяженности временных дорог и путей в забоях и других показателей кол-во уступов не округлялось 8. Высота подъема руды из карьера меняется в зависимости от высоты уступа. Например, по Оленегорскому ГОКу при высоте уступа 10 м подъем горной массы производится на высоту 198 м, а при высоте уступа 30 м – на 206 м, то есть с уменьшением высоты уступа уменьшается и средневзвешенная высота подъема груза. Указанное обстоятельство учитывалось при расчете расхода электроэнергии. 111 9. Штаты рабочих, занятых на ремонте и передвижке железнодорожных путей, определялись по «Нормам технологического проектирования». Штаты автодорожных рабочих определяются исходя из следующих нормативов: 1 чел. в сутки на 1 км постоянных дорог и 1 человек – на 1 км временных дорог при высоте уступа до 20 метров включительно. 10. Расход дизельного топлива автосамосвалами по нормам расходов на 1000 км. Расход горючего тракторами и другими механизмами принят в размере 20 % от расхода горючего самосвалов. Расход смазочных материалов определен расчетом. Расход смазочных материалов железнодорожного транспорта подсчитан по «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий с открытым способом разработки»[53]. 11. Затраты на текущий ремонт оборудования железнодорожного транспорта, зданий, сооружений, оборудования депо и железной дороги определены в размере 70% от норм амортизации отчислений на капитальный ремонт. Текущий ремонт автосамосвалов учтен в нормах эксплуатационных расходов на 1000 км пробега, рассчитан для каждого типа машин – в соответствии с действующими инструкциями. Текущий ремонт железнодорожных путей и автодорог учтен зарплатой ремонтных рабочих и расходом материалов на содержание (150 000 р на 1 км железнодорожных путей и 30000 р на 1 км автодорог). 12. С целью получения более полных данных о влиянии транспортной составляющей на себестоимости единицы горной массы при разных высотах уступов в карьере, подсчет расчетных затрат по транспорту в целом, с учетом поверхности. Не учитывался только транспорт хозяйственного назначения и отвалообразование (отвальное оборудование, штаты экскаваторщиков, бульдозеристов и рабочих по содержанию и переносу путей и временных дорог на отвалах). Такой способ подсчета позволил установить абсолютное (или близкое к нему) влияние изменения высоты уступа на себестоимость единицы горной массы франко-место доставки. Во втором варианте учитывались только те затраты, которые относятся собственно к карьеру, без учета поверхности. При этом затраты на транспортное оборудование производственного назначения, общетранспортные здания и сооружения (депо, мастерские, тяговые подстанции и т.п.) принимаются в долевых размерах от подсчитанных в первом варианте. Принятое допущение позволило оценить влияние транспортной составляющей на себестоимость единицы горной массы в зависимости от высоты уступа в общем виде, независимо от схемы коммуникаций на поверхности и расположения объектов (отвалов, 112 фабрик, станций) конкретных предприятий, по которым производились расчеты в первом варианте. 13. Удельные капитальные затраты и эксплуатационные расходы получены путем деления соответствующих суммарных затрат на годовую производительность по горной массе в м3. Полученные результаты расчетов удельных капитальных затрат и эксплуатационных расходов по железнодорожному и автомобильному транспорту в зависимости от высоты уступа приведены соответственно в таблицах 4.8 и 4.9. Зависимость удельных эксплуатационных расходов на транспорт от высоты уступа приведены на графике: При железнодорожном карьерном транспорте – рисунок 4.3. При автомобильном карьерном транспорте – рисунок 4.4. Удельные расчетные затраты по обоим видам транспорта в зависимости от высоты уступа приведены в таблице 4.10. При определении расчетных затрат применен нормативный коэффициент эффективности окупаемости капитальных затрат – 0,15. 113 Таблица 4.8 – Удельные и капитальные затраты и экскплуатационные расходы на 1 м3 горной массы при использовании железнодорожного транспорта Наименование показателей Е=5 м3 H=10 м Е=8 м3 Н=12 H=10 м Е=10 м3 Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Оленегорский ГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 168,98 горной массы, руб/м3 144,95 139,41 133,44 129,36 127,47 126,30 123,10 118,43 116,10 44,58 37,88 37,00 36,27 34,09 33,8 33,65 32,63 32,34 30,45 30,59 Удельные капитальные затраты на 1 м3 101,97 горной массы, руб/м3 96,29 86,24 80,70 75,17 67,16 63,51 61,62 61,04 57,83 54,63 52,30 Удельные эксплуатационные расход на 1 32,05 м3 горной массы, руб/м3 31,32 26,22 25,20 24,76 22,43 22,14 21,85 21,27 20,98 19,67 19,67 Удельные эксплуатационные расход на 1 45,45 м3 горной массы, руб/м3 113 177,72 150,63 Оленегорский карьер ЮГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 152,67 горной массы, руб/м3 148,73 133,73 129,80 126,15 119,02 116,54 115,23 113,34 111,00 104,45 102,99 Удельные эксплуатационные расход на 1 45,60 м3 горной массы, руб/м3 45,01 36,56 33,07 ЮГОК-карьер 37,00 35,84 33,65 32,92 31,90 31,76 29,43 29,14 Продолжение таблицы 4.8 Наименование показателей 114 3 3 Е=5 м H=10 м Е=10 м3 Е=8 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 79,68 76,04 63,22 59,58 55,94 48,95 46,47 45,31 44,43 42,25 37,73 36,27 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 30,88 30,45 24,18 23,89 23,31 21,12 20,83 20,69 20,10 19,96 18,36 18,21 Удельные капитальные затраты на 1 м3 152,96 горной массы, руб/м3 146,55 138,25 131,84 125,72 119,16 114,79 112,75 110,57 106,78 102,41 99,79 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 30,15 29,28 25,49 24,76 23,89 21,41 20,83 20,54 19,67 19,23 17,92 17,48 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 94,69 88,42 81,29 74,88 68,76 61,62 57,25 55,21 53,75 50,11 46,91 44,29 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 21,85 21,12 17,92 17,19 16,46 14,13 13,69 13,4 12,82 12,53 11,51 11,07 Качарский ГОК 114 Качарский карьер 115 Таблица 4.9 - Удельные и капитальные затраты и экскплуатационные расходы на 1 м3 горной массы при использовании автомобильного транспорта Е=4,6 м3 Наименование показателей Е=5 м3 Е=8 м3 Е=10 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 105,61 103,14 118,43 114,94 110,13 104,16 101,10 99,35 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 71,82 71,53 65,99 65,55 64,97 54,34 54,34 54,19 49,09 49,68 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 78,08 75,61 89,15 85,51 80,70 76,33 73,13 71,53 70,51 67,74 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 45,45 45,16 42,10 41,66 41,23 34,67 34,38 34,23 31,47 31,76 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 78,37 77,50 84,78 82,6 80,27 74,59 73,71 72,40 65,12 63,37 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 68,76 68,76 62,49 62,35 62,35 52,15 52,15 52,3 51,13 49,97 54,77 52,59 50,26 46,18 45,16 43,85 40,35 38,75 41,66 41,52 37,88 37,73 37,58 31,47 31,47 31,47 27,82 27,97 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Рудник Западный Каражал 94,4 91,63 115 Карьер Западный Каражал Белорецкий рудник 46,03 46,32 Белорецкий карьер Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, Продолжение таблицы 4.9 116 Е=4,6 м3 Наименование показателей Е=5 м3 Е=8 м3 Е=10 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 64,83 63,95 64,1 62,93 61,48 56,96 56,09 55,65 53,32 52,59 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 69,05 69,05 61,91 61,91 61,91 51,57 51,71 51,71 46,47 46,76 Удельные капитальные затраты на 1 м3 горной массы, руб/м3 46,76 45,89 45,89 44,58 43,12 39,62 38,9 38,31 37,29 36,56 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 43,27 43,27 38,90 38,75 38,75 32,19 32,19 32,34 29,28 29,43 руб/м3 Гаринский ГОК Гаринский карьер 116 117 117 Условные обозначения: полные эксплуатационные расходы на транспорт; доля эксплуатационных расходов, относящихся к карьеру Рисунок 4.3 - Зависимость удельных эксплуатационных расходов на транспорт от высоты уступа при железнодорожном виде транспорта 118 118 Условные обозначения: полные эксплуатационные расходы на транспорт; доля эксплуатационных расходов, относящихся к карьеру Рисунок 4.4 - Зависимость удельных эксплуатационных расходов на транспорт от высоты уступа при автомобильном виде транспорта. 119 Э К Г 119 Условные обозначения: полные эксплуатационные расходы на транспорт; доля эксплуатационных расходов, относящихся к карьеру Рисунок 4.5 - Зависимость удельных расчетных затрат на транспорт от высоты уступа (при автомобильном транспорте) 120 Таблица 4.10 - Удельные расчетные затраты по обоим видам транспорта в зависимости от высоты уступа Наименование показателей Е= 4,6 м3 H=10 м Н=12 Е=5 м3 H=10 м Е=8 м3 Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Оленегорский ГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 168,98 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 45,45 м3 горной массы, руб/м3 139,12 139,41 133,44 129,36 127,47 126,3 123,1 118,43 116,10 44,58 37,88 36,27 36,27 34,09 33,8 33,65 32,63 32,34 30,45 30,59 96,29 86,24 80,70 75,17 67,16 63,51 61,62 61,04 57,83 54,63 52,30 31,32 26,22 25,20 24,76 22,43 22,14 21,85 21,27 20,98 19,67 19,67 120 163,45 195,21 Оленегорский карьер Удельные капитальные затраты на 1 м3 101,27 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 32,34 м3 горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 Наименование показателей 121 3 Е= 4,6 м H=10 м Н=12 3 Е=8 м3 Е=5 м H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 ЮГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 152,67 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 19,08 м3 горной массы, руб/м3 148,73 133,73 129,80 126,15 119,02 116,54 115,23 113,34 111,00 104,45 102,99 45,01 37,00 36,56 35,84 33,65 33,07 32,92 31,90 31,76 29,43 29,14 76,04 63,22 59,58 55,94 48,95 46,47 45,31 44,43 42,25 37,73 36,27 30,45 24,18 23,89 23,31 21,12 20,83 20,69 20,10 19,96 18,36 18,21 ЮГОК-карьер Удельные эксплуатационные расход на 1 30,88 м3 горной массы, руб/м3 Качарский ГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 162,41 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 32,02 м3 горной массы, руб/м3 155,60 146,79 139,98 133,48 126,52 121,88 121,88 117,40 113,38 108,74 105,95 31,09 26,29 22,12 27,07 25,37 22,74 22,12 20,88 20,42 19,03 18,56 121 Удельные капитальные затраты на 1 м3 79,68 горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 Наименование показателей 122 3 Е= 4,6 м 3 Е=8 м3 Е=5 м Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные капитальные затраты на 1 м3 94,69 горной массы, руб/м3 88,42 81,29 74,88 68,76 61,62 57,25 55,21 53,75 50,11 46,91 44,29 21,12 17,92 17,19 16,46 14,13 13,40 13,40 12,82 12,53 11,51 11,07 Качарский карьер Удельные эксплуатационные расход на 1 21,85 м3 горной массы, руб/м3 Рудник Западный Каражал 103,14 118,43 114,94 110,13 104,16 101,10 99,35 94,40 91,63 - - 71,53 65,99 65,55 64,97 54,34 55,07 54,19 49,09 49,09 - - 75,61 89,15 85,51 80,70 76,33 73,13 71,53 70,51 67,74 - - 45,16 42,10 41,66 41,23 34,67 34,38 34,23 31,47 31,76 - - Карьер Западный Каражал Удельные капитальные затраты на 1 м3 78,08 горной массы, руб/м3 Удельные эксплуатационные расход на 1 45,45 м3 горной массы, руб/м3 122 Удельные капитальные затраты на 1 м3 105,61 горной массы, руб/м3 71,82 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 Наименование показателей 123 3 Е= 4,6 м 3 Е=8 м3 Е=5 м Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные капитальные затраты на 1 м3 78,37 горной массы, руб/м3 77,50 84,78 82,60 80,27 74,59 73,71 72,40 65,12 63,37 - - 68,76 62,49 62,35 62,35 52,15 52,15 52,30 46,03 46,32 - - 49,97 54,77 52,59 50,26 46,18 45,16 43,85 40,35 38,75 - - 41,52 37,88 37,73 37,58 31,47 31,47 31,47 27,82 27,97 - - 63,95 64,10 62,93 61,48 56,96 56,09 55,65 53,32 52,59 - - 73,32 65,74 65,74 65,74 54,76 54,76 54,91 49,34 49,65 - - Белорецкий рудник Удельные эксплуатационные расход на 1 68,76 м3 горной массы, руб/м3 Белорецкий карьер Удельные эксплуатационные расход на 1 41,66 м3 горной массы, руб/м3 123 Удельные капитальные затраты на 1 м3 51,13 горной массы, руб/м3 Гаринский ГОК Удельные капитальные затраты на 1 м3 64,83 горной массы, руб/м3 73,32 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 124 3 Наименование показателей Е= 4,6 м 3 Е=8 м3 Е=5 м Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные капитальные затраты на 1 м3 46,76 горной массы, руб/м3 43,27 Удельные эксплуатационные расход на 1 м3 горной массы, руб/м3 45,89 45,89 44,58 43,12 39,62 38,90 38,31 37,29 36,56 - - 43,27 38,90 38,75 38,75 32,19 32,19 32,34 29,28 29,43 - - Гаринский карьер Железнодорожный транспорта Оленегорский ГОК на 1 70,80 69,05 58,71 57,25 54,05 53,17 52,73 51,57 50,84 48,22 48,07 - Удельные расчетные затраты на 1 м3 47,64 горной массы, руб/м3 45,74 39,19 37,29 35,98 32,49 31,61 31,17 30,45 29,72 27,82 27,53 67,30 57,10 56,67 54,77 51,57 50,55 50,26 48,95 48,36 45,16 44,58 Оленегорский карьер ЮГОК Удельные расчетные затраты на 1 м3 68,47 горной массы, руб/м3 124 Удельные расчетные затраты м3горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 Наименование показателей 125 3 Е= 4,6 м 3 Е=8 м3 Е=5 м Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные расчетные затраты на 1 м3 42,83 горной массы, руб/м3 41,81 33,65 32,78 31,76 28,41 27,82 27,53 26,80 26,37 24,04 23,60 51,28 46,18 44,58 42,68 39,33 37,88 37,44 36,27 35,25 33,36 33,21 34,38 30,15 28,41 26,80 23,45 22,29 21,71 20,83 19,96 18,50 17,77 86,97 83,76 82,74 80,56 69,92 69,49 69,05 63,37 63,37 - - 56,52 55,50 54,77 53,32 46,18 45,45 45,01 42,10 41,95 - - ЮГОК-карьер Качарский ГОК Удельные расчетные затраты на 1 м3 53,03 горной массы, руб/м3 125 Качарский карьер Удельные расчетные затраты на 1 м3 35,98 горной массы, руб/м3 Автотранспорт Рудник Западный Каражал Удельные расчетные затраты на 1 м3 87,70 горной массы, руб/м3 Карьер Западный Каражал Удельные расчетные затраты на 1 м3 57,10 горной массы, руб/м3 Продолжение таблицы 4.10 Наименование показателей 126 3 Е= 4,6 м 3 Е=8 м3 Е=5 м Е=12,5 м3 Е=15-20 м3 H=10 м Н=12 H=10 м Н=12 Н=15 H=15м Н=18 Н=20 Н=20 Н=25 Н=25 Н=30 Удельные расчетные затраты на 1 м3 80,56 горной массы, руб/м3 80,41 75,17 74,73 74,44 63,37 63,22 63,08 55,79 55,79 - - 48,95 46,03 45,60 45,31 38,46 38,17 38,02 33,94 33,94 - - 78,66 71,67 71,38 68,32 60,16 60,02 60,02 54,48 54,63 - - 50,11 45,74 45,45 45,16 38,17 38,02 38,02 34,82 34,96 - - Белорецкий рудник Белорецкий карьер Удельные расчетные затраты на 1 м3 49,38 горной массы, руб/м3 Удельные расчетные затраты на 1 м3 78,81 горной массы, руб/м3 126 Гаринский ГОК Гаринский карьер Удельные расчетные затраты на 1 м3 50,26 горной массы, руб/м3 127 По методике расчетов удельных эксплуатационных затрат аналогично были расчитаны удельные расчетные затраты от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном транспорте соответственно. Результирующие кривые на этих графиках соединяют точки, соответствующие максимальной высоте уступа для каждой модели экскаватора. Совмещение графики изменения удельных расчетных затрат при различных масштабах производительности карьеров в зависимости от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном транспорте приведены на рисунке 4.6. Анализ зависимости стоимостей рыхления и транспортирования 1 м 3 скальной горной массы от высоты уступа показывает, что в пределах высоты уступа до 30 метров экстремум точек кривых не получено. По этим процессам наблюдается общая тенденция снижения себестоимости с увеличением высоты уступа. Только по процессу экскавации при высоте уступа в пределах 15-20 метров получено минимальное значение стоимости. Удельный вес экскавации в общей себестоимости разработки (по трем рассмотренным процессам) невелик (10-20%), следовательно, увеличение стоимости экскавации при повышении высоты уступа свыше 20 метров не может сказаться на увеличение общей себестоимости. Поэтому можно сделать основной вывод, что с точки зрения эффективности технологических процессов следует стремиться к увеличению высоты уступа, насколько этому позволяют горно-геологические условия, темпы наращивания мощности, а также масштаб производительности карьера в период стабильной добычи при оптимальном режиме по горной массе. Для иллюстрации вышесказанного положения на рисунке 4.8 приведены графики зависимости эксплуатационных расходов на 1 м3 скальной горной массы по сумме трех рассмотренных технологических процессов от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном видах транспорта на примере Качарского (а, для автомобильного транспорта) и Гаринского (б, для железнодорожного транспорта) ГОКов. Причем, величина удельных эксплуатационных расходов на транспорт 1 м3 принята минимальной из таблиц 4.8 и 4.9 для каждого значения высоты уступа. 128 128 Рисунок 4.6 - Совмещенные графики изменения удельных расчетных затрат при различных масштабах производительности карьеров в зависимости от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном видах транспорта 129 Условные обозначения: при использовании каждого типо-размера экскаватора на минимально допустимой высоте уступа; при минимальных эксплуатационных расходах на транспорт, связанных с использованием более мощного горно-транспортного оборудования на меньше допустимой высоте уступа. Рисунок 4.7 – Зависимость эксплуатационных расходов на 1 м3 скальной горной массы по сумме трех основных технологических процессов от высоты уступа 4.4 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 4 1. Анализ зависимости стоимостей рыхления и транспортирования 1 м3 скальной горной массы от высоты уступа показывает, что в пределах высоты уступа до 30 метров экстремум точек кривых не получено, наблюдается общая тенденция снижения себестоимости с увеличением высоты уступа. 2. По процессу экскавации при высоте уступа в пределах 15-20 метров получено минимальное значение стоимости. 3. Удельный вес экскавации в общей себестоимости разработки (по трем рассмотренным процессам) невелик (10-20%), следовательно, увеличение стоимости экскавации при повышении высоты уступа свыше 20 метров не может сказаться на увеличение общей себестоимости. Поэтому можно сделать основной вывод, что с точки зрения эффективности технологических процессов следует стремиться к увеличению высоты уступа, насколько этому позволяют горно-геологические условия, темпы 130 наращивания мощности, а также масштаб производительности карьера в период стабильной добычи при оптимальном режиме по горной массе. 131 5 УСТАНОВЛЕНИЕ РАЦИОНАЛЬНОЙ ВЫСОТЫ УСТУПОВ ДЛЯ КАРЬЕРА «ОЗЕРНОГО» ГОКА 5.1 КРАТКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ Озерное месторождение находится в республике Бурятия в Еравненском районе. Местоположение Еравненского района относительно административных центров: 275 км от Читы, 360км от Улан-Удэ, и 135 до станции Могзон магистральной дороги. Имеется сеть грунтовых дорог, связывающих внутрирайонные сети с федеральной дорогой Москва - Владивосток. Кроме того, имеется грунтовая дорога до станции Могзон Восточносибирской железной дороги. Озернинский разведанностью рудный полезных узел характеризуется ископаемых, исключительно представленных высокой месторождениями и рудопроявлениями черных металлов (железа, марганца), цветных металлов (свинец, цинк, медь), благородных металлов (золото, серебро), нерудного минерального сырья флюорита, бора, барита, известняков, углей, строительных материалов. Основной сырьевой базой Озернинского рудного узла является Озерное полиметаллическое месторождение. Месторождение приурочено к одной из синклинальных ассиметричных складок вулканогенно-осадочных пород нижнекембрийского возраста. По вещественному составу руды месторождения разделяются на свинцово- цинковые колчеданные, колчеданносидеритовые, магнетитовые, сидеритовые и баритовые. Промышленную ценность представляют первые два типа. На месторождении установлено 16 колчеданнополиметаллических и 4 сидеритовых рудных тел, расположенных на различных стратиграфических уровнях геологического разреза продуктивной толщи. Рудные тела имеют сложную пластовую и линзообразную форму с раздувами и пережимами и залегают согласно с вмещающими породами. Мощность рудных тел изменяется от долей метра до 45 м. Величина прослоев пустых пород между отдельными рудными телами составляет от 3 до 60 и более метров. Состав руд месторождения свинцово-цинковый при почти полном отсутствии меди; соотношение Pb : Zn : Cu равно 1 : 6 : 0,05. Руды содержат в промышленных концентрациях цинк, свинец и серу, а в качестве полезных попутных компонентов - серебро и кадмий. Из элементов-примесей обычны мышьяк, сурьма, германий, таллий. В разрезе месторождения выделяются три рудоносных уровня с интервалами 300 600 м. Размеры рудных залежей предопределяются параметрами рудовмещающей 132 палеовулканической структуры: протяженность их по простиранию изменяется от 480 900 м до 1900 - 2340 м, при ширине (в плане) от 50 - 100 до 400 - 500 м. По продуктивности рудных тел в пределах Первого рудного горизонта выделяются два подуровня. В нижнем сосредоточены наиболее крупные и наиболее богатые по содержанию свинца и цинка рудные тела № 8, 9, 10, 11, 12 и линзы № 10а, 11а, 12а, в которых сосредоточено около 70% запасов месторождения. В верхнем выделены рудные тела № 7, 6, 3, 2 и 1, характеризующиеся - бедными рудами, содержащими 31% запасов руды и 17,5 % запасов цинка. Рудные тела в основном залегают согласно с вмещающими породами, нижние границы их более четкие, верхние у ряда рудных тел постепенные с переходом богатых слоистых брекчиевидных руд через зону рассеянной сульфидной минерализации в слабооруденелые породы. Залегание рудных тел в крыльях синклинали изменчиво и определяется конкретными формами мелких складок, изменением ориентировки крыльев, очертанием формы замка и поведением шарнира складки. Непостоянство форм синклинали обусловило существенное изменение углов падения рудных тел на ее крыльях. В Северовосточном блоке месторождения характерно увеличение углов падения от 40 - 50° для верхних рудных тел до 45 - 90° для нижних. В крыльях Юго-западного блока углы падения рудных тел варьируют от 10 - 25° до 30 - 60°. В замковой части рудные тела имеют пологое залегание (10 - 15°). На месторождении повсеместно развита зона окисления рудных тел, выходящих на дневную поверхность, мощностью 20 - 30 м, а по зонам разломов - до глубины 50 - 70 м. Главные рудные минералы зоны окисления - лимониты, плюмбоярозит, пиролюзит; нерудные — кварц, барит, гидрослюды и др. Содержание свинца и цинка в зоне окисления колеблется от 0,3 до 20%, достигая максимума над выходами богатых свинцово - цинковых руд. В зоне окисления (сверху вниз) выделяются: барит-лимонитовая подзона с рыхлыми и скальными разностями лимонитов; подзона пиритовой сыпучки, в которой концентрация свинца по отношению к сульфидным рудам увеличена в 2,4 раза, а по отношению к окисленным в 1,5. Под зоной окисления имеется зона смешанных руд, мощность которой от 20 - 30 и до 50 - 70 м. Нижняя граница зоны смешанных руд неровная с карманами и с резкими переходами в первичные руды. Среднее содержание в зоне смешанных руд свинца 0,91%, цинка 4,29%. Необходимо учесть, что смешанные и окисленные руды отрицательно 133 влияют на показатели обогащения руд при наличии в них окисленных форм цинка более 10%. Текстуры руд Свинцово-цинковое оруденение Озерного месторождения представлено серией расположенных друг над другом согласно залегающих пластообразных и линзовидных колчеданно-сидерит-полиметаллических рудных тел. Основная масса руд имеет слоистые, ритмично-слоистые и брекчиевые текстуры, тонкозернистую и скрытокристаллическую структуру. По минеральному составу руды относятся к колчеданному свинцово цинковому промышленному типу. По текстурно-структурным особенностям и по количественному соотношению промышленных минералов выделяются следующие типы руд: - колчеданные свинцово - цинковые – 72,3%: - массивные и полосчатые – 42,7%; - брекчиевидные и вкрапленные – 29,6%; - сидерит-колчеданные свинцово-цинковые руды - брекчиевидные и вкрапленные – 24,1%; - колчеданно-сидеритовые - вкрапленные – 2,0%; - сидеритовые, магнетитовые, баритовые -1,6%. Вмещающие породы представлены вулканогенно-осадочными образованиями: известняками, известняковыми брекчиями с туфогенно-карбонатным или рудным цементом, туффитами и туфами, и в подчиненном количестве развиты андезиты и дациты. Все разновидности пород в разной степени сидеритизированы, и в меньшей степени локально подвержены серицитизации, баритизации, хлоритизации и окварцеванию. 1. Основными минералами руд являются: пирит, сфалерит и, в меньшей степени, галенит. Из нерудных минералов широко распространены карбонаты (кальцит, сидерит, доломит) и в подчиненном количестве кварц, слюдистые образования, вулканическое стекло и плагиоклазы. Отличительной особенностью рудных минералов является их свинцово-цинково-колчеданный состав при очень низком общем содержании меди. 2. В процессе геологического и технологического изучения руд 134 Озерного месторождения были установлены значительные колебания размеров вкрапленности рудных минералов, как в рудах различных природных типов, так и в однотипных рудах. По соотношению крупности зерен в структурах преобладают неравномернозернистые: тонкозернистые (0,02 – 0,002 мм) и в меньшей мере мелкозернистые (от 0,2 до 0,02 мм), что обуславливает значительные потери при обогащении. Выявленные существенные колебания размеров зерен основных рудообразующих минералов являются одной из основных причин широкой изменчивости параметров обогащения руд даже в пределах одного природного типа руд. 3. Руды Озерного месторождения характеризуются тесным взаимным прорастанием рудных минералов между собой и с нерудными. Во всех классах крупнее 0,01 мм преобладают двойные и тройные сростки сульфидов между собой и с нерудными минералами и только при дроблении мельче 0,005 мм рудные минералы почти полностью могут высвободиться из сростков. Общая тонкозернистая структура определяет необходимость тонкого измельчения руды до крупности – 0,04 мм для получения удовлетворительных показателей обогащения. 4. Минеральный состав и текстурно-структурные особенности (тесные тонкозернистые срастания галенита и сфалерита с пиритом, наличие нескольких генераций минералов и т.д.), определяющие технологические свойства руд, характеризует руды Озерного месторождения как труднообогатимые, обуславливающие необходимость тонкого их измельчения и применения сложных схем обогащения. 5. В рудном материале довольно широко распространены каркасные и пористые структуры, неблагоприятно влияющие на обогащение руды, обусловливающие повышенный расход реагентов. Физико-механические свойства пород Росгортехстроя: - удельный вес от 2,48 до 3,31 г/см3; - пористость от 0 до 5.7%; по данным Иркутского филиала 135 - временное сопротивление сжатию от 350 до 2424 кг/см2; - предел прочности на изгиб 100 – 600 кг/см2; - водопоглощение от 0,03 до 0,37%; Объемный вес руд и пород: - массивная свинцово-цинковая колчеданная руда – 4,25 кг/дм3; - брекчиевидная свинцово-цинковая колчеданная руда – 3,6 кг/дм3; - прожилково-вкрапленная свинцово-цинковая колчеданная руда – 3,25 кг/дм3; - брекчиевидная сидерит-колчеданная руда -3,9 кг/дм3; - прожилково-вкрапленная сидерит - колчеданная руда – 3,7 кг/дм3; - вмещающие породы - от 2,58 до 3,33 кг/дм3. Коэффициент разрыхления, установленный попутно с определением объемных весов, составляет 1,58 - 1,80. Слеживаемость руды в отвалах незначительная. Содержание свободной двуокиси кремния в рудах невысокое от 4 до 8%, во вмещающих породах на отдельных участках оно может достигать 15%. Колчеданно-полиметаллические руды склонны к самовозгоранию, но практически случаев самовозгорания в отвалах за весь период разведки месторождения не наблюдалось. В соответствии с техническим заданием производительность карьера должна обеспечивать работу обогатительной фабрики по переработке богатой руды в количестве 6000 тыс.т/год. Рассчитанная по горно-техническим возможностям производительность карьера по богатой руде обеспечивает вышеуказанную производительность фабрики. Кроме богатой руды из карьера добывается бедная руда в количестве 41406,7 тыс.т, которая отправляется на склад бедной руды. Исходя из горнотехнических условий эксплуатации принята транспортная система разработки с транспортированием породы во внешние отвалы. Руды и породы Озерного месторождения - скальные, требующие предварительного рыхления. Категория пород по трудности экскавации - IV, по буримости - IX. Подготовка породы к выемке осуществляется буровзрывным способом. 136 Горные работы производятся одновременно на 2 - 3 уступах Для снижения потерь и разубоживания руды вскрытие карьера в целом и каждого уступа в отдельности предусмотрено со стороны висячего бока. Основное и вспомогательное бурение осуществляется буровыми станками RОС L8 (Аtlas-Сорсо, Швеция) и DМ45НР (Аtlas-Сорсо, Швеция). Экскавация горной массы предусматривается экскаваторами типа РС 1800-6 и РС 750-7 (Коmatsu, прямая лопата). На основном бурении принят диаметр скважин на руде – 130 мм, на породе – 172 мм, как оптимальный по совокупности затрат на БВР, на вспомогательном (заоткоска уступов на предельном контуре) – 110 мм. При определении высоты уступов для карьера на «Озерном» ГОКе проанализированы все основные факторы, влияющие на выбор его рационального значения. При этом рассматривается диапазон изменения высоты уступов от 10 до 20 м, которой в достаточной мере проверен на карьерах и соответствует типу принятого на погрузке горной массы оборудования – экскаватор типа РС 1800-6 и РС 750-7 (Коmatsu). При рассчитанных значениях коэффициента запаса (1,55 и 1,59) борт будет сохранять устойчивость в течение длительного времени (свыше 50 лет). Возможные нарушения устойчивости борта в будущем на нижних горизонтах карьера могут быть связаны с выходом на нижележащие подмерзлотные воды. 5.2 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА РЕЖИМ РАБОТЫ ПО ГОРНОЙ МАССЕ И ПОКАЗАТЕЛИ РАЗВИТИЯ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ Для выявления влияния высоты уступа на режим работы по горной массе и показатели развития горных работ использована методика, предложенная Арсентьевым А.И. [8]. Для построения графика V=f(P) изменения объемов руды и породы в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа при высоте уступов 10,15 и 20 метров построены слоевые планы на всю глубину карьера через интервалы, равные высотам уступов, и на каждом слоевом плане найдены положения горных работ, соответствующих углублению следующего нижележащего горизонта, начиная от поверхности и кончая дном карьера. При установлении границ работ на слоевых планах в зависимости от глубины карьера приняты следующие исходные данные: 1. Ширина поперечной заходки по руде – 100 м. 2. Опережение смежных рудных уступов – 300 м. 137 3. Ширина рабочей площадки на породных уступах при максимальном значении угла откоса рабочего борта: высота уступа 10 м, 15 м и 20 м принята равной 30 м по условиям безопасной работы оборудования (согласно «Правилам безопасности при добыче и переработке полезных ископаемых» и СНиП 2.05.07-91). 4. Углубление горных работ производится в центральной части карьера, исходя из условий залеганий рудный тел, согласно принятому в проекте направлению углубки Параметры системы с поперечными заходками по руде приняты постоянными для того, чтобы оттенить влияние высоты уступа. При изменении ширины поперечной заходки и величины опережения смежных рудных уступов закономерности, выявление в изменении объемов руды и пород в процессе отработки карьера в зависимости от высоты эксплуатируемых слоев, сохраняется. Это положение справедливо и при смещении района углубления работ, который должен быть уточнен исходя из условия лучшего размещения рудоспусков на рабочих горизонтах с точки зрения водопритоков к ним и подъездов автосамосвалов. Ширина рабочих площадок на породных уступах принята согласно нормам технологического проектировании и с учетом обеспечения на горизонтах проезда автосамосвалов на отвалы, расположенные в долине со стороны лежачего бока залежи. Графики V=f(P) изменения объемов руды и пород в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа при высоте уступа 10, 15 и 20 м приведены соотношения на рис. 5.1, 5.2, 5.3. Как видно из графиков, наиболее благоприятные условия для стабилизации режима работ по горной массе на более длительный период (17 лет) создается при отработке карьера уступом 20 м, при этом меньший коэффициент неравномерности (λ=0,35) достигается при отработке карьера высотой 10 м. Для обеспечения производительности карьера по руде в размере 6 млн. т в год необходимо иметь на добыче 6-7 экскаваторов. При работе на руде поперечными заходками с опережением смежных уступов на 300 метров фронт на 1 экскаватор достаточно 100 м, что и принято при построении графика изменения активных длин рудного фронта и количества рабочих уступов в зависимости от высоты уступа в процессе отработки (рисунок 5.4). 138 BB 1 131,1 5,06 м3/ м3; 1 5,06 1,82 1 2,78 AB 25,9 1 СС 1 36, 2 0,97 м3/ м3; 2 0,97 0,35 Т=16 лет 2 2,78 BC 37,3 1 1 2 V V 0 P 0 173, 24 Т=11 лет 2,78 м3/ м3; 62, 25 Рисунок 5.1 – График V=f(P) изменения объемов руды и породы в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа при высоте уступа 10 м 139 1 BB1 125,9 4,86 1,75 4,86 м3/м3; 1 1 2,78 AB1 25,9 Т1=11 лет; 2 СС1 44,5 1,27 0,46 1,27 м3/м3; 2 2 2,78 BС1 35,1 Т2=15 лет; V V0 P0 173,24 2,78 м3/м3; 62,25 Рисунок 5.2 - График V=f(P) изменения объемов руды и породы в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа при высоте уступа 15 м 140 BB1 117,0 4,75 1,71 Т1=11 года; 4,78 м3/м3; 1 1 2,78 AB1 24,5 СС1 60,9 1,60 0,62 Т2=17 лет; 1,60 м3/м3; 2 2 2,78 BС1 38,1 1 2 V V0 P0 173,24 2,78 м3/м3; 62,25 Рисунок 5.3 - График V=f(P) изменения объемов руды и породы в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа при высоте уступа 20 м 141 Активным рудным фронтом именуется фронт, подвигание которого соответствует направлению простирания залежи при отработке от висячего к лежачему боку. Из графика следует, что наиболее интенсивно наращивается активный рудный фронт и количество уступов по руде до отметки карьера 1095 м при высоте уступов 10 м. В процессе опускания работ ниже отметки 1095 м и стабилизируется фронт при высоте уступов 10 м и продолжает наращиваться при уступах 15 и 20 метров. При опускании работ на отметку 1100 м величины длин фронтов выравниваются. Отсюда напрашивается вывод, что в начальный период работы карьера, с точки зрения форсированного наращивания производительности по руде, следовало бы вести отработку уступами высотой 10 м. Однако, развитие производительности, планируемое на карьере «Озерного» ГОКа, предусматривается достижение уровня 6 тонн руды в год. В то время, когда горные работы достигнут отметки 1095 м. На этой глубине карьера, в зависимости от высоты уступа, длина рудного активного фронта составит 1100-700 м и количество рудных уступов 4-3 уступа при отработке каждого на два фронта: восточный и западный. Следовательно, при заложенных темпах развития производительности высота уступа может быть принята в диапазоне от 10 до 20 м. В период доработки карьера сокращение активного фронта работ происходит быстрее при высоте уступа 10 метров. С этой точки зрения предпочтительнее вести доработку высотой уступов 10 и 20 метров. Что касается интенсивности наращивания длины общего фронта работ и количества одновременно отрабатываемых уступов по руде и горной массе, в зависимости от высоты, то она не вызовет никаких сомнений в отношении расстановки погрузочного оборудования. График изменения длины общего рудного фронта и количества уступов в процессе отработки карьера зависит от высоты уступов и представлен на рисунке 5,6. График изменения длины общего фронта горных работ и количества уступов в процессе отработки карьера и в зависимости от высоты уступов представлен на рисунке 5.7. Возможная скорость годового углубления добычных работ при рассматривании систем разработки поперечными заходками, в основном, зависит от принятых параметров системы и количества экскаваторов, работающих на добычном горизонте. 142 Рисунок 5.4 – График изменения активных длин рудного фронта м количества рабочих уступов в зависимости от высоты уступа в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа. 1255 1235 1215 1195 1175 1155 1135 1115 1095 1075 1055 1035 1015 995 975 955 Рисунок 5.5 - График изменения рабочих длин рудных фронтов и количества рабочих уступов в зависимости от высоты уступа в процессе отработки карьера «Озерного» ГОКа. 143 1255 1235 1215 1195 1175 1155 1135 1115 1095 1075 1055 1035 1015 995 975 955 Рисунок 5.6 – График изменения общих длин рудных фронтов и количества рабочих уступов в зависимости от высоты уступа в процессе отработки карьера «Озерного»ГОКа. Ниже, в таблице 5.1 приводятся время подготовки горизонта и расчетные возможные скорости углубки добычных работ для 10, 15 и 20 м высоты уступов при условии создания первоочередного «котлована» длиной фронта по руде 100 м одним экскаватором ЭКГ-8 и отработкой горизонта на два фланга двумя экскаваторами. Таблица 5.1 – Время подготовки горизонта и расчетные возможные скорости углубки при различных высотах уступа Расчетная возможная Время подготовки скорость углубки Высота уступа, м горизонта, год добычных работ, м 10 0,6 17 15 0,9 16,5 20 1,25 16,0 Из приведенных данных следует, что показатель возможной скорости углубки для условий разработки поперечными заходками карьера определяющим при выборе рациональной высоты уступа. «Озерный» не является 144 Максимальное значение скорости углубки достигают в период наращивание производительности и в период затухания работ в карьере. Причем в отдельные годы этих периодов необходимые скорости углубки превышают возможные значения. Поэтому, как в первые годы, так и в годы доработки, следует изменить параметры системы, в частности, величину опережения между смежными уступами 300 м временно уменьшают до 250-200 м. . 145 5.3 ЗАВИСИМОСТЬ СТОИМОСТЬ 1 М3 ВЗОРВАННОЙ ГОРНОЙ МАССЫ, ЭКСКАВАЦИИ И ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ОТ ВЫСОТЫ УСТУПА Как видно из вышеприведенных значений, диапазон изменения коэффициента крепости руд и пород месторождения весьма обширен. Дробимость пород месторождения также разнообразна, ибо практика ведения бвр на карьере показала, что встречаются руды и породы в диапазоне от легкодробимых и труднодробимых. Поэтому для выявления более полной зависимости 1 м3 взорванной горной массы от высоты уступа рассматривается весь диапазон изменения коэффициента крепости и характера дробимости руд и пород. На основании обобщения и анализа практики ведения буровзрывных работ, рекомендуются следующие диаметры скважин: для труднодробимых пород – 200-300 мм. для среднедробимых пород – 150-275 мм. для легкодробимых пород – 100-150 мм. При выборе конкретных значений диаметра скважин для определения горногеологических условий и физико-механических свойств пород в пределах одной категории дробимости, следует для пород с небольшим коэффициент принимать меньший диаметр. Этот вывод вытекает из удельного веса затрат на буровзрывные и экскавационные работы в зависимости от крепости горных пород: при высоком коэффициенте крепости и, соответственно, больших затрат на буровзрывные работы можно пойти на расширение сетки скважин иногда даже в ущерб качеству дробления. Для слабых пород, наоборот, дробление должно и может быть более качественным. Данные для определения стоимости 1 м3 взорванной горной массы в зависимости от высоты уступа принимаем в соответствии с расчетом, приведенным в главе 5.1. Таблица 5.2 - Стоимость 1 м3 взорванной горной массы, руб. Крепость по Протодьяконову Высота уступа f>14 f=10-14 f=6-10 10 23,02 20,83 19,81 15 20,83 18,65 18,06 20 19,81 17,19 16,90 Стоимость экскавации в пределах изменения высоты уступа от 10 до 20 м может меняться вследствие использования для погрузки скальной массы различными моделями 146 экскаваторов типа механическая лопата от 17,5 руб. за 1 м3 при применении карьерного экскаватора ЭКГ-4,6 на уступах высотой 10-12 м до 10,2 руб. за 1 м3 при ЭКГ-8 на уступах 10-20 м. При определении рациональной высоты уступа модель экскаватора рекомендуется оставить при снижении высоты уступа до 15 м и 10 м, учитывая большой объем горных работ на карьере и наиболее лучшие показатели по стоимости погрузки 1 м 3 у экскаватора ЭКГ-8. Следовательно, фактор экскавации влияния на выбор высоты уступа в условиях карьера «Озерного» ГОКа не оказывает. Для выявления влияния транспорта руды и породы в пределах карьера отстроены положения карьера со схемой вскрытия горизонтов на момент опускания горных работ при высоте уступов 10,15 20 м на отметку 955 м. Таким образом, транспортирование горной массы при выявленных границах в откатке практической значимости на выбор высоты уступов иметь не будет. 5.4 ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ УСТУПА НА РАЗМЕРЫ ПОТЕРЬ И ЗАСОРЕНИЯ РУДЫ ПРИ ДОБЫЧЕ Согласно изменению угла падения залежи месторождение может быть разбито по глубине на две зоны: верхнюю – выше отметки 1105 м с крутыми углами падения рудных тел и нижнюю – ниже отметки 1105 м, в которой произходит выполаживание. Следовательно, залежь представлена монолитным рудным телом, имеющим два контакта с убогими рудами и вскрышными породами. В висячем боку рудного тела залегают богатые руды, в средней части и со стороны лежачего бока – бедные руды. Как уже указывалось выше, отработку залежи, при общем подвигании фронта добычных работ по простиранию предусматривается производить от висячего к лежачему боку. На контактах с породой и убогими рудами при добыче неизбежно имеют место потери и разубоживание руды, которые зависят, помимо высоты уступа, от угла падения рудного тела и физико-механических свойств горных пород, отражающихся на угле откоса уступов. На рисунке 2.4 приведен график зависимости объемных потерь и разубоживания руды от угла падения (β) и угла откоса (α) при высоте уступов 10, 15 и 20 м. Учитывая, с одной стороны большую разницу в потерях и особенно разубоживанием руды при одинаковых значениях углов падения и разных высотах уступов и с другой – наличие богатых руд со стороны висячего борта, отработку контакта 147 висячего бока предусматривается вести подуступами, как это показано на рисунке 5,8. Поэтому в дальнейших расчетах при уступах 15 и 20 м принимаем одинаковые значения потерь и разубоживания на контакте висячего бока равные при высоте уступов 10 м. Ниже приводятся потери и засорение для различных высот уступов при рациональном их соотношении и отдельно для верхней и средней залежи. Таблица 5.3 - Потери и засорение для различных высот уступов Условия, для которых выполнены Высота уступов, м Потери руды, % расчеты Верхняя зона: m равна до 30 м β=40-50º α=60º Нижняя зона: m равна до 45 м β=от 10-25º до 30-60 º α=60º Засорение, % ρ0 10 15 20 0,946 1,461 1,885 2,446 3,67 4,892 10 15 20 1,72 2,58 3,42 4,46 6,71 8,9 148 148 Рисунок 5.7 - Схема отработки контактов руды с вскрышной породой со стороны висячего бока залежи для уступов высотой 15 и 20 метров. 149 Эскплуатационные запасы руды и объемы вскрышных пород в карьере и среднеэксплуатационный коэффициент вскрыши с учетом потерь и засорения при различных высотах уступов приведены в таблице 5.4. Таблица 5.4 - Эскплуатационные запасы руды и объемы вскрышных пород в карьере и средне-эксплуатационный коэффициент вскрыши с учетом потерь и засорения при различных высотах уступов Среднеэксплуатационный Эксплуатационные Объемы вскрышных Высота уступа, м 3 3 коэффициент запасы руды, млн. м пород, млн. м вскрыши, м3/ м3 10 15 20 64,44 64,81 65,38 2,76 2,74 2,69 177,91 177,65 175,93 Приведенные эксплуатационные запасы характеризуются различным качеством вследствие различной степени разубоживания. Для того, чтобы оценить высоту уступа с точки зрения потерь и засорения при качественном различии сырья, следует вести расчеты на готовую продукцию-концентрат. С целью упрощения расчетов, то есть сведения их к учету показателей работы только рудника, принимается, что из карьера руда пойдет одинакового качественного состава при всех рассматриваемых значениях высот уступа. Одинаковую степень разубоживания можно обеспечить, изменяя размер потерь руды. На основании методики, приведенной во второй главе работ, для карьера «Озерного» ГОКа были были расчитаны зависимости η от ρ при уступах 10,15 и 20 м для верхней и нижней зон залежи. Средне-эксплуатационный коэффициент вскрыши в карьере составит: При разработке 10 м уступами 2,76 м3/м3; При разработке 15 м уступами 2,74 м3/м3; При разработке 20 м уступами 2,69 м3/м3; Полученные коэффициенты неравномерности по периодам работы на геологические запасы руд в карьере (Графики V=f(P)) на рисунках 5.1, 5.2 и 5.3 справедливы и для эксплуатационных запасов. Используя средне-эксплуатационный коэффициент вскрыши при одинаковом качестве выдаваемой руды и коэффициенте неравномерности, рассмотрено развитие производительности по руде и горной массе для высоты уступов 10, 15 и 20 м. 150 Наиболее предпочтительный режим работы по горной массе соответствует варианту отработки карьера уступами высотой 20 м, несмотря на больший размер потерь руды при эксплуатации. 5.5 РАЦИОНАЛЬНАЯ ВЫСОТА УСТУПОВ ДЛЯ КАРЬЕРА ГОКа «Озерный» Анализ факторов и показателей, влияющих на выбор рациональной высоты уступов, показывает, что не все они в равной мере являются определяющими для условий производства горных работ в карьере «Озерного» ГОКа. Наиболее характерно влияние высоты уступа сказывается на распределении объемов вскрышных пород по годам в процессе отработки карьера и на величине потерь и разубоживания руды. Оба этих фактора определяют эксплуатационный коэффициент вскрыши, а следовательно, и режим работы карьера по горной массе. Другие факторы, как то: темпы развития фронта добычных и горных работ, количество одновременно отрабатываемых уступов и скорость углубления добычных работ, не оказывают влияние при установленном размере производительности 6,0 млн. м3 руды в год. Стоимость экскавации и транспорта 1 м3 скальной горной массы при сохранении производительности, предусмотренной проектом,, вследствие специфики в расположении пунктов доставки руды и породы проектом, не изменяется с изменением высоты уступов в диапазоне 10-20 м. Стоимость 1 м3 взорванной горной массы снижается с увеличением высоты уступов от 10 до 20 м в зависимости от крепости и дробимости пород на 3-3,6 руб. Выбор рациональной высоты уступа производится на основе выявления лучшего режима работ по горной массе. Показатель суммарных дисконтированных затрат применяется для сравнительного анализа вариантов, при одинаковом качестве и количестве руды, выдаваемой из карьера. Суммарные дисконтированные затраты рассчитываются по формуле: Тр ЗД t 0 К t И t 1 E П t Где: Кt – капитальные вложения (инвестиции) в год t; И′t – издержки без учета амортизации в год t; t=1,2,3,…, Tp – годы разработки. (5.1) 151 Наилучшим считается вариант, которому соответствует минимум суммарных дисконтированных затрат. Объемы по годам принимаем по основным графикам развития производительности по руде и горной массе при разработке карьера уступами высотой 10,15 и 20 метров. Кроме указанных вариантов, рассматривается также вариант отработки с изменением высоты уступов по мере углубления горных работ в карьере с 15 м на 20 м. Этот вариант вытекает из сопоставления среднеэксплуатационным коэффициентом вскрыши при одинаковом качестве руды и коэффициенте неравномерности, по периодом приведен на графиках Х=(Р) (Рисунки 5.1,5.2,5.3), с которым можно работать при высоте уступов 15 и 20 м. Как следует из графиков, при высоте уступа 20 метров возможно выделить период работы карьера (до углубления на горизонте 1105 м) с коэффициентом неравномерности λ=1,71, что является наименьшим для всех рассмотренных значений. Причем этот период при h=15 будет характеризироваться меньшим годовым объемом удаляемых вскрышных пород, чем при h=20 м. С эксплуатационным коэффициентом вскрыши 2,74 м3/м3, при высоте уступа 15 м можно работать до горизонта 1045 метров. Ниже этого горизонта отработку следует вести уступами 20 метров, что позволит коэффициент неравномерности сохранить на уровне значения λ=1,, еще на 12 лет работы. Максимально возможные работы уступами 15 м с λ=1,75 – горизонт 1105 м. Однако, при переходе с этой глубины на уступы 20 м уменьшается до 1,71. Для расчета вариантов себестоимости 1 м3 вскрыши и 1 м3 собственно руды при высоте уступов 20 м принята при проектному заданию рудника «Озерный» соответственно в размере 177,53 и 457,7 руб. При высоте уступов 15 и 10 м учитывается удорожание буровзрывных работ соответственно для руды: на 1,5 и 2,2 руб, для вскрыши на 2,2 и 4,4 руб. 152 Таблица 5.5 – Сравнительная таблица суммарных дисконтированных затрат на разработку при различных высотах уступа Периоды Итого I II III 1-5 год 6-15 год 16-23 год 14,9 97,5 65,25 177,65 179,75 179,75 179,75 179,75 2678,0 17525,63 11728,688 31884,62 2008,0 4250,0 1590,59 7848,0 14,5 100,55 60,88 175,93 177,44 177,44 177,44 177,44 2572,88 17841,592 2000,0 4120,2 Высота уступа 15 м 1. Объем вскрышных пород, млн. м 3 2. Себестоимость 1 м3 вскрыши, руб 3. Сумма расходов, млн. руб 4. Суммарные дисконтированные затраты при ставке дисконта 0,15, млн. руб. Высота уступа 20 м 1. Объем вскрышных пород, м3 2. Себестоимость 1 м3 вскрыши, руб 3. Сумма расходов, млн. руб 10802,5472 31217,0192 4. Суммарные дисконтированные затраты при ставке дисконта 0,15, млн. руб. 1650,05 7770,25 153 Продолжение таблицы 5.5 Периоды Итого Высота уступа 15 м и 20 м 1. Объем вскрышных пород, м 14,24 92,03 70,6 176,87 179,75 177,44 177,65 178,28 2559,64 16329,80 12542,09 31532,38 1980,00 4009,07 1650,5 7639,57 3 2. Себестоимость 1 м3 вскрыши, руб 3. Сумма расходов, млн. руб 4. Суммарные дисконтированные затраты при ставке дисконта 0,15, млн. руб. Лучшими экономическими показателями характеризуется вариант отработки уступами высотой 20 м и вариант отработки уступами 15 м с горизонта 1105 м с последующим переходом на высоту уступов 20 м. Эти варианты, если учесть удорожание добытой руды в первые годы при высоте уступов 15 м, практически равноценны. В отношении других вариантов необходимо указать, что помимо худших показателей по сумме приведенных затрат на вскрышные работы, будут иметь место дополнительные эксплуатационные затраты на добычу соответственно руды, вследствие удорожания буровзрывных работ. При отработке уступами высотой 15 м – 291,35 млн. руб за период эксплуатации, при отработки уступами 10 м – 437,03 млн. руб. Среди равноценных вариантов предпочтение следует отдать варианту с первоначальной отработкой карьера уступами высотой 15 м, так как: Во-первых, при высоте уступов 15 м, как показал анализ наращивания рудного фронта происходит более интенсивно, что является немаловажным фактором в первые годы работы карьера, особенно при переходе на систему с поперечными заходками. Во-вторых, верхняя зона месторождения характеризуется более крутыми углами падениями рудного тела и, следовательно, при меньшей высоте уступа можно получить лучшего качества руду и с меньшими потерями. 154 Кроме того, отработка карьера «Озерного» ГОКа первоначальными уступами 15 м с последующим переходом на высоту уступов 20 м обеспечивает наивыгоднейший режим работ по горной массе на продолжительность стабильного периода 17 лет. Период доработки при выборе рациональной высоты уступа не учитывается, так как не является решающим при определении расчетного годового объема удаляемых вскрышных пород. Для периода доработки высоту уступов следует устанавливать исходя из возможности поддерживания производительности по руде на заданном уровне, поскольку основной объем пород из карьера удален. Изменения необходимых скоростей углубки добычных работ в процессе отработки карьера следует, что затухание горных работ характеризуется максимальной углубкой в пределах 20-24 м в год при высоте уступов 10,15 и 20 м. Интенсификация углубки должна осуществляться, в основном, за счет сокращения величины опережения смежных уступов. Естественно, что меньшая высота уступов позволяет более быстро маневрировать параметрами системы: шириной поперечной заходки и опережением, и тем самым достигнуть необходимую скорость углубки добычных работ для поддержания объемов добычи руды. Кроме того, при меньшей высоте уступов обеспечивается выемка руды с меньшими потерями, что в условиях доработки карьера становится важным фактором. Принимая во внимание вышеприведенные соображения, рекомендуется принять для периода затухания горных работ в карьере «Озерного» ГОКа высоту уступов 10 м. 155 5.6 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 5 Из произведенного анализа можно сделать следующие выводы: Для карьера ГОКа «Озерный» основными факторами, определяющими высоту 1. уступов, являются: а) коэффициент неравномерности λ, который показывает отношение эксплуатационного коэффициента к среднему. При уменьшении высоты уступа с 20 до 10 м коэффициент увеличивается с 1,71 до 1,82 и сокращается срок работы с постоянным эксплуатационным коэффициентом вскрыши с 15 лет до 11 лет. б) потери и засорения руды при добыче. С увеличением высоты уступов с 10 до 20 метров – потери и засорения при рациональных их соотношениях соответственно возрастает в 1,6 и 1,4 раза (в случае отработки контакта висячего борта подуступами). Средний эксплуатационный коэффициент вскрыши при одинаковых показателях разубоживания увеличивается с 1,71 до 1,82 м3/м3. в) Стоимость обуривания и взрывания 1 м3 горной массы. При уменьшении высоты уступов с 20 до 10 м себестоимость 1 м3 взорванной массы увеличивается от крепости на 2,2-4,4 руб. 2. В результате анализа факторов и показателей, влияющих на выбор рациональной высоты уступов, для карьера «Озерный» следует рекомендовать: а) при отработке карьера до горизонта 1105 м высоту уступов 15 м; б) при отработке карьера в интервале отметок 1105-985 м высоту уступов 20 м. в) при доработки карьера ниже горизонта 985 метров высоту уступов 10 м. 156 ЗАКЛЮЧЕНИЕ Проведенный анализ зависимости основных показателей развития горных работ и технологических процессов в карьере позволяет сделать основной вывод, что высота уступов влияет: на величину годового углубление, что в свою очередь влияет на размер производительности и длительность ее стабильного периода; на эксплуатационный коэффициент вскрыши, а, следовательно масштаб производительности по горной массе; на величину потерь и разубоживания, то есть непосредственно на качество добытого полезного ископаемого. Таким образом, если оставить вопрос о соответствии высоты уступа горногеологическим условиям разработки при параллельных требованиях в расчетный период стабилизации уровня производительности и качества продукции, а также сокращения сроков строительства и достижения уровня производительности в начальный период разработки месторождения, то необходимо сделать вывод, что высота уступа есть параметр, который также должен изменяться в процессе эксплуатации как и другие параметры системы разработки. Однако, это не значит, что изменение высоты уступа должно идти непрерывно. Необходимо выявлять характерные этапы в развитии горных работ и зоны распространения рудной залежи по глубине, характеризующейся близкими условиями разработки. Выбор рациональной высоты уступов для определенного периода разработки должен производится на основе тщательного анализа горногеологичеких и горнотехнологических факторов и технико-экономических показателей по основным процессам производства горных работ. Полученные в работе зависимости позволяют всесторонне оценить комплекс влияющих факторов и правильно подойти к выбору рациональной высоты уступа. Основные научные результаты сводятся к следующему: 1. Установлены аналитические зависимости коэффициента потерь руды (ηп), засорения (По) и разубоживания (ρ0) при эксплуатации от высоты уступа: 2 1 ctg ctg nк h1 Cп.к . п 2m П0 nк hctg ctg 2mСп2.к. 157 0 2mС 2 п. к . nк hctg ctg 2 hctg ctg 1 Сп.к. 1 (Буквенные обозначения входящих в формулу величин приведены в главе 2). 2. Уточнена известная формула определения годовой производительности карьера по руде, которая после внесения изменений имеет вид: П0 Ар Пд. р.S m 0 , т/год (Буквенные обозначения в главе 3) 3. Установлена зависимость высоты уступа от площади рудной залежи и фронта работ по руде при продольной подготовке горизонтов (а) при системе с поперечными заходками (б), которая может быть выражена: а) h S Lф. р. (ctg ctg ) б) h ; S ; Lф. р.ctg (Буквенные обозначения величин приведены в главе III) 4. На основе анализа зависимости длины фронта работ по руде от высоты уступа выявлена взаимосвязь между длинами рудных фронтов при различной высоте уступа: Lф. р.2010 h10 20 Lф. р.10 20 , м h2010 Индекс 20÷10 или 10÷20 показывает величину и предел изменения высоты уступа. 5. Выявлена зависимость коэффициента снижения производительности экскаваторов в траншейных условиях от отношения емкости ковша экскаватора к емкости транспортного сосуда и установления предельного изменения значения этого коэффициента, которые составляют: а) при железнодорожном транспорте 0,58÷0,81 б) при автомобильном транспорте 0,76÷0,92 6. На основе анализа зависимости скорости проходки траншей от высоты уступа установлена взаимосвязь между скоростью проходками траншей при различной высоте уступа: V2010 K пр h10 20 V10 20 , м/мес. h2010 158 Коэффициент пропорциональности «Кпр» составляет: 0,8÷0,9 – когда отыскивается скорость проходки траншеи при большей высоте уступа по отношению к известной; 1,1÷1,25 – когда отыскивается скорость проходки траншеи при меньшей высоте уступа по отношению к известной. 7. На основе анализа зависимости скорости понижения горных работ от высоты уступа установлена взаимосвязь между скоростью понижения при различной высоте уступа: П Г .Р.2010 K пр h10 20 П Г .Р.10 20 , м/год h2010 Коэффициент пропорциональности «Кпр» зависит от диапазона изменения высоты уступа. При изменении высоты уступа в пределах от 10 до 15 м, Кпр=1. При изменении высоты уступа от 15 до 20 м, Кпр=0,9. 8. Определен вид зависимости для определения средне-эксплуатационного коэффициента вскрыши «Кс.э.» через средний коэффициент «Кс» и показатели потерь и разубоживания. К с.э. 9. 0 П0 3 3 ( К с п П0 ) , м /м Для вытянутых месторождений получены зависимости коэффициента неравномерности вскрышных работ «λ» от высоты рабочей зоны «Н», мощности рудного тела «m», параметр, характеризующий высоту уступа «Кв.у.» и средний коэффициент вскрыши при вскрытии месторождения по конечному борту (а), по вмещающим породам или по контакту рудного тела (б) и по рудному телу (в). а) 1 H К в. у. 1 ; КС . Г . m sin H H1 1 sin 1 К в. у. 1 ; б) КС. Г . m 159 1 H H1 в) 1 ; К С . Г . m1 m2 К в. у. К в. у. Для определения характера изменения высоты уступа и нахождения его значения построена при углах падения рудного тела от 20º от 90º Установлены графические зависимости стоимости 1 м3 горной массы при 10. различной крепости пород и стоимости экскавации 1 м3 от высоты уступа. Установлена 11. графическая зависимость эксплуатационных затрат на транспортировку 1 м3 горной массы от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном видах транспорта и различных производительностях. Определена рациональная высота уступа для карьера горно-обогатительного комбината «Озерный» для характерных зон по глубине разработки на основе комплексной оценки влияющих факторов и технико-экономического сравнения. Установленные зависимости основных показателей горных работ и технологических процессов в карьере от высоты уступа позволяют определить следующую последовательность ряда решающих факторов при определении рационального значения высоты рабочего уступа: 1. Устанавливаются характерные зоны по глубине карьера, характеризующиеся изменением мощности рудного тела, угла его падения и сокращением длины рудного тела 2. Намечается возможный диапазон изменения высоты уступов в зависимости от количества технологических сортов руды и способа их выемки (валовый или раздельный), устойчивости пород и предполагаемого типа погрузочного оборудования. Как правило, этот диапазон находится в пределах 10-20 м. 3. Устанавливается средний коэффициент вскрыши по карьеру. 4. Для каждой рассматриваемой высоты уступа устанавливаются экономически целесообразные значения коэффициентов потерь, примешивания и разубоживания. 5. Для каждой зоны определяется среднеэксплуатационный коэффициент вскрыши, соответствующий рассматриваемым значениям высоты уступа. 160 6. Определяются возможные производительности по руде в каждой из рассматриваемых характерных зон карьера и сопоставляются с заданной или намечаемой величиной. По условию обеспечения производительности по руде, ограничивается диапазон изменения высоты уступов для каждой зоны. 7. В зависимости от производительности по руде и скорости понижения горных и добычных работ определяется возможность оставления временно нерабочего борта и отыскивается коэффициент неравномерности. 8. Находятся эксплуатационный коэффициент вскрыши и, соответственно, производительность по горной массе для каждой высоты уступов, обеспечивающей намечаемую производительности по руде. 9. Оценивается имеющая место разница в производительности по горной массе с учетом различия в себестоимости 1 т по сумме 3-х процессов и рассчитываются суммарные дисконтированные затраты. По условию минимальных затрат устанавливается рациональная высота уступов по глубине отработки карьера. 161 СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ 1. Абдуллаев, М.Д. Влияние высоты уступа на различные параметры при отработке крутопадающих рудных месторождений / Сборник трудов 9-ой международной научно-практической конференции «Освоение минеральных ресурсов Севера: проблемы и решения». Воркутинский горный институт (филиал) СПГГИ (ТУ).- Воркута 2011.- с. 6-9. 2. Абдуллаев, М.Д. Зависимость параметров карьера от высоты уступа при отработке крутопадающих рудных месторождений / Сборник трудов Международной научно-практической конференции молодых ученых и студентов «Опыт прошлого – взгляд в будущее». Известия Тульского государственного университета. Тула. – 2011. – с. 18-22. 3. Агошков, М.И. Научные основы оценки экономических последствий потерь полезных ископаемых при разработке месторождений / М.И. Агошков. - М.: СФТ ГП ИФЗ АН СССР, 1972. -149 с. 4. Агошков, М.И. – Определение производительности рудника. Металлургиздат, 1948 г. 271 с. 5. Анистратов, К.Ю. Разработка метода формирования структуры комплексной механизации горных работ на карьерах: дис. на соискание д-ра. техн. наук: 25.00.22/ Анистратов Константин Юрьевич. - Апатиты, 2013. – 352 с. 6. Анистратов, Ю.И. Технологические процессы открытых горных работ / Ю.И. Анистратов, К.Ю. Анистратов. – М.: ООО «НТЦ «Горное дело», 2008. – 448 с. 7. Анистратов, Ю.И. Технология открытых горных работ: Учебное пособие для вузов/ Ю.И. Анистратов. – М.: Недра, 1984. – 287 с. 8. Арсентьев, А.И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей/ А.И. Арсентьев. - М.: Недра, 1981.-278 с. 9. Арсентьев, А.И. – Определение производительности и границ карьеров. Госгортехиздат, 1961 г., 242 с. 10. Арсентьев, А.И., Арсеньев С.Я. – Усреднение эксплуатационного коэффициента вскрыши за счет оставления временно нерабочего борта. Сборник научных трудов КГРИ «Госгортехиздат», 1963 г. - с. 138-143. 11. Арсентьев, А.И. Ещенко А.А. Пермяков Р.С. Оводенко Б.К. – Интенсификация горных работ в карьерах. Издательство «Недра», 1965 г. – 277 с. 12. Арсентьев, А.И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей/ А.И. Арсентьев. – М.: Недра, 1981 – 278 с. 162 13. Арсентьев, А.И. Проектирование горных работ при открытой разработке месторождений/ А.И. Арсентьев, Г.А. Холодняков. – М.: Недра, 1994. – 336 с. 14. Арсентьев, А.И. Разработка месторождений твердых полезных ископаемых открытым способом / А.И. Арсентьев. – СПб: Изд-во Санкт-Петербурского горного института им. Г.В. Плеханова, 2009. – 137 с. 15. Арсеньев, С.Я. – Определение высоты уступов. / С.Я. Арсеньев // Физика и технология разработки рудных месторождений в Заполярье, издательство «Наука», 1967 г. - С. 75-85. 16. Арсеньев, С.Я. – Скорости проведения траншей в зависимости от высоты уступа и способа проходки. Записки ЛГИ, том II, выпуск 1, Недра, 1966 г. - С. 10-14. 17. Арсеньев, С.Я. Рациональные параметры системы разработки карьера Центрального комбината «Апатит» / А.П. Бондарь, Ф.Г. Грачев // Физика и технология разработки рудных месторождений в Заполярье, издательство «Наука», 1967 г. С. 86-91. 18. Булычев, В.В. Разработка железных руд открытым способом. // Г.М. Головкин, П.Э. Зурков / ГСНТИ, Свердловск, Москва: Металлургиздат, 1953 г. – 632 с. 19. Бунин, А.И. – Целесообразная высота уступа, «Горный журнал», 1950, М. С. 20. Васильев, М.В. Научные основы проектирования карьерного транспорта / 5-8. В.Л. Яковлев // М.: Наука, 1973 г. – 202 с. 21. Винницкий, К.Е. – Параметры систем открытой разработки месторождений / К.Е. Винницкий. - М.: Недра, 1966. – 263 с. 22. Винницкий, К.Е. – Управление параметрами технологических процессов на открытых разработках / К.Е. Винницкий. – М.: Недра, 1984. – 237 с. 23. Городецкий, П.И. – Основы проектирования горнорудных предприятий. Металлургиздат, 1955 г. – 415 с. 24. Единая методика проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с открытым способом разработки: рек. Черметпроектом от 12.11.81 № 10214. Л.: Гипроруда, 1983.- 153 с. 25. Единые нормы выработки на открытые горные работы для предприятий горнодобывающей промышленности. Экскавация и транспортирование. -М.: НИИ труда, 1989. – 82 с. 26. Зурков, П.Э. Основные вопросы открытой разработки железных руд сложного состава: автореф. дис. на соискание ученой степени д-ра техн. наук/ П.Э. Зурков; ИГД АН СССР. – М., 1958. – 43 с. 163 27. Зурков, П.Э. – Разработка рудных месторождений открытым способом. Металлургиздат, 1953 г. – 528 с. 28. Капутин, Ю.Е. Горные компьютерные технологии и геостатистика / Ю.Е. Капутин. – СПб.: Недра, 2002. – 424 с. 29. Капутин, Ю.Е. Информационные технологии и и экономическая оценка горных проект. / Ю.Е. Капутин. – СПб.: Недра, 2008. – 324 с. 30. Карельский окатыш: Годовой отчет [Электронный ресурс]. 2013. – Режим доступа: http://www.severstal.com/files/10115/APA00121-Clean.pdf. 31. Квитка, В.В. Проектирование устойчивой технологической системы карьера / В.В. Квитка // Сборник научных трудов: Проблемы теории проектировании карьеров. Ленинградский горный институт им. Г.В. Плеханова. – 1988. – С.61-64. 32. Косолапов, А.И. Параметры временно нерабочего борта и технология его разноса над добычной рабочей зоной. / А.И. Косолапов, В.Н. Синьчковский, Е.В. Черепанов, В.А. Тенятников // Горный информационно-аналитический бюллютень. МГГУ. – 2009.- №11. С.387-392. 33. Косолапов, А.И. Технология разработки крутопадающих месторождений при интенсификации производственной мощности карьера. / А.И. Косолапов, А.И. Пташник // Горный информационно-аналитический бюллютень. МГГУ. – 2011.- №6. С.5056. 34. Красников, А.С. – Техника и технология открытых горных работ., Углетехиздат., 1959 г. – 279 с. 35. Кузнецов, И.А. – Основные расчеты при разработке рудных месторождений. Часть вторая: открытые работы. М.-Л.: Горгеолгиз, 1932 г. – 246 с. 36. Кузнецов, И.А. – Разработка рудных месторождений, Т. I. Вскрытие месторождений. – М.–Л.: Госгориздат, 1932. – 248 с. 37. Кумачев, К.А. Проектирование железорудных карьеров. / В.Я. Майминд, К.А. Кумачев - М.: Недра, 1981. – 464 с. 38. Лигоцкий, Д.Н. Организация проектирования и строительства рудных и угольных карьеров: Учебное пособие/ Д.Н. Лигоцкий, С.И. Фомин. – СПб: Изд-во СанктПетербургского государственного горного института им. Г.В. Плеханова, 2010. – 86 с. 39. Мельников, Н.В. – Проблемы оптимального проектирования горных предприятий/ Н. В. Мельников, А. М. Курносов // Вестник АН СССР. 1967.-№ 6. - С. 61 67. 164 40. Мельников, Н.В. – Развитие горной науки в области открытой разработки месторождений. Госгортехиздат, 1961 г. – 182 с. 41. Мельников, Н.В. – Открытая разработка месторождений. Избр. тр. М.: Наука, 1985 г. – 279 с. 42. Мельников, Н.В., Симкин Б.А. – Новые средства бурения и взрывания на открытых разработках. М.: Госгортехиздат, 1960 г. – 190 с. 43. Мельников, Н.Н. Оптимизация конструкций бортов карьеров кольского полуострова в конечном положении / Н.Н. Мельников, А.А. Козырев, С.П. Решетняк и др. – Инновационный потенциал Кольской науки: сб. науч. тр. – Апатиты: КНЦ РАН, 2005. – С. 291-321. 44. Металлоинвест: Годовой отчет [Электронный ресурс]. 2012. – Режим доступа: http://annual-report2012.metalloinvest.com. 45. Методика определения экономической эффективности капитальных вложений и новой техники в горнорудной промышленности черной металлургии, Ленинград, инст. Гипроруда, 1963 г. – 86 с. 46. Министерство природных ресурсов и экологии Российской Федерации: Государственные доклады «О состоянии и использовании минерально-сырьевых ресурсов Российской Федерации» [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http:// www/mnr.gov.ru/regulation/list.php?part=1257. 47. Молчанов, П.В. – Исследование высоты уступа при транспортной системе открытой разработки месторождений полезных ископаемых. Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук, М., 1955 г. – 12 с. 48. Нагибин, П.В. – Организация планирования и строительства горных предприятий: учеб. пособ. для горных вузов и фак. - М.: Госгортехиздат, 1962. – 504 с. 49. Новожилов, М.Г. – Оптимизация параметров высоких уступов при разработке глубоких горизонтов карьеров / М.Г. Новожилов, В.И. Куценко, А.Ю. Дриженко // Горный журнал. №2, - 1983 г. – С.14-18. 50. Новожилов, М.Г. – Открытые горные работы, Госгортехиздат, 1961 г. – 476 51. Новые методы буровзрывных работ на карьерах, Гипроруда, Ленинград, с. 1964 г. – 141 с. 52. Нормы амортизационных отчислений по основным фондам народного хозяйства СССР, утвержд. Постановлением СМ СССР от 1 сентября 1961 г. №802 и введены в действие с 1 января 1963 г. 165 53. Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий с открытым способом разработки. М.: 1986 г. – 109 с. 54. Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с открытым способом разработки. М.: 1986. – 109 с. 55. ОАО «ЕВРАЗ КГОК». Производство [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http://www.kgok.ru/kombinat/proizvodstvo. 56. Обоснование основных параметров открытой разработки месторождения полиметаллических руд «Озерное»: отчет о НИР / Холодняков Г.А., Фомин С.И., Лигоцкий Д.Н. – СПб: СПГГИ (ТУ) им. Г.В. Плеханова, 2007. – 157 с. 57. Оводенко, Б.К. Временные нерабочие борта в карьерах / Б.К. Оводенко, С.С. Аршинов. - Ленинград. «Наука». 1977. – 177 с. 58. Оводенко, Б.К. Развитие горных работ на временно нерабочем борту. / Б.К. Оводенко, С.П. Решетняк, Ф.Б. Кампель // Горный журнал. Изв. ВУЗов, № 1, 1981. С.3132. 59. Оленегорский ГОК: Годовой отчет [Электронный ресурс]. 2013. – Режим доступа: http://www.severstal.com/files/10115/APA00121-Clean.pdf. 60. ООО «Рекомсервис» [Электронный ресурс]. – Режим доступа: http://www.belaztula.ru. 61. Официальный сайт компании ОАО «Объединенные машиностроительные заводы»: URL: http://www.omz.ru/. 62. Пасынков, Д.В. Определение граничных показателей при проектировании открытой разработки рудных месторождений: автореф. дис. на соискание ученой степени канд. техн. наук: 25.00.21 / Пасынков Денис Владимирович. – СПб., 2009. – 20 с. 63. Прокопенко, В.И. – Рациональный порядок наращивания производительности мощных карьеров. М.: Горный журнал, №4, 1980, - С.16-19. 64. Разработка типажа экскаваторов. Характеристика карьеров сырьевой базы при металлургической и асбестовой промышленности, потребности в карьерных одноковшовых экскаваторах. Гипроруда, Ленинград, 1964 г. – 26 с. 65. Разработка типологии одноковшовых экскаваторов для горнодобывающей промышленности, Центрогипрошахт, Москва, 1963 г. - 45 с. 66. Ракишев, Б.Р. Влияние высоты и числа уступов на параметры рабочей зоны. М.: Горный информационно-аналитический бюллетень. Изд-во МГГУ, 2007, № 2, С.259 265. 166 67. Ракишев, Б.Р. Влияние высоты и числа уступов на параметры рабочей зоны / Б.Р. Ракишев, Г.К. Саменов, А.Е. Куттынбаев, Ж.Н. Хамметова // Горный информационно-аналитический бюллетень, №16, М.,2007, с. 259-265. 68. Ракишев, Б.Р. Теоретическое обоснование показателей систем открытой разработки. Горный информационно-аналитический бюллетень, №9, М., 2003, С. 92-94 69. Ракишев, Б.Р. Взаимосвязь между важнейшими параметрами и показателями системы открытой разработки полезных ископаемых. / Б.Р. Ракишев, А.У. Кожантов, А.Е. Куттынбаев // Горный информационно-аналитический бюллетень, №12, М., 2005, С. 220-227. 70. Решетняк, С.П. Открытая разработка железорудных месторождений Севера / С.П. Решетняк, В.И. Усынин - Апатиты, КФ АН, 1987, 118 с. 71. Решетняк, С.П. Регулирование вскрышных работ в глубоких карьерах / С.П. Решетняк, В.И. Усынин, А.Л. Грицай. - Л, Недра, 1982, 188 с. 72. Решетняк, С.П. Буровое и горнотранспортное оборудование железорудных карьеров России и стран СНГ / С.П. Решетняк, A.B. Самолазов, Н.И. Паладеева // Горная промышленность. 2009. - № 5. - С. 18-25. 73. Ржевский, В.В. – Проектирование контуров карьеров, Металлургиздат, 1957 г. – 281 с. 74. Ржевский, В.В. – Режим горных работ при открытой добыче угля и руды, Углетехиздат, 1957 г. – 200 с. 75. С.Е. Гавришев, А.А. Колонюк, К.В. Бурмистров Особенности конструирования и расконсервации временно нерабочих бортов. Горный информационноаналитический бюллетень (научно-технический журнал), №2/2007, стр. 272-275 76. Свод правил СП 37.13330.2012: Промышленный транспорт. Актуальная редакция СНиП 2.05.07-91. М.: ФАУ «ФЦС», 2012. – 196 с. 77. Симкин, Б.А., Кутузов Б.Н., Буткин В.Д. – Справочник по бурению на карьерах. – М.: Недра, 1990. – 224 с. 78. Симкин, Б.А. – Метод определения высоты уступа на карьерах. / Б.А. Симкин, Н.П. Сеинов // «Горный журнал». 1964, №3. С. 48-53. 79. Сироткин, З.А. – О новых типах автомобилей для открытых горных работ в угольной промышленности, Жадино, 1964 г. С. 33-37. 80. Скоростные методы подготовки горизонтов к эксплуатации. Гипроруда, Ленинград, 1964. – 47 с. 81. Справочник по горнорудному делу, т.1. М.: Госгортехиздат, 1959 г. – 926 с. 167 82. Справочник. Открытые горные работы / К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Винницкий, Н.Н. Мельников и др.-М.: Горное бюро, 1994. - 590 с. 83. Строительные нормы и правила СНиП 2.05.07-91: Промышленный транспорт. – 196 с. 84. Технико-экономические показатели горных предприятий за 1990-2006 гг. – Екатеринбург: РАН УО 85. ИГД, 2007. – 361 с. Трубецкой, К.Н. Открытые горные работы: справочник/ К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, Н.Н. Мельников и др. - М.: Горное Бюро, 1994. – 590 с. 86. Трубецкой, К.Н. Проектирование карьеров / К.Н. Трубецкой, Г.Л. Краснянский, В.В. Хронин. – М.: Изд-во академии горных наук, 2001. – Том 1. – 519 с. 87. Трубецкой, К.Н. Проектирование карьеров / К.Н. Трубецкой, Г.Л. Краснянский, В.В. Хронин. – М.: Изд-во академии горных наук, 2001. – Том 2. – 535 с. 88. Укрупненные показатели для расчета капитальных затрат, численности трудящихся и себестоимости по шахтам, разрезам и ОФ. М.: 1972. – 29 с. 89. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых», утвержденные Приказом Ростехнадзора №599 «Об утверждении федеральных норм и правил в области промышленной безопасности…» 11.12.2013. – М. Ростехнадзор, 2014. 90. Федотенко, В.С. Обоснование проектных решений по производству вскрышных работ высокими уступами на разрезах Кузбасса: автореф. дис. на соискание ученой степени канд. техн. наук: 25.00.21 / Федотенко Виктор Сергеевич. – М., 2012. – 20 с. 91. Фиделев, А.С. – Высота уступа при работе одноковшовыми экскаваторами, Горный журнал, 1939, №6. – С. 7-11. 92. Фиделев, А.С. – Расчетные методы при проектировании комплексно- механизированных карьеров. Издательство АН УССР, 1954 г. – 223 с. 93. Фисенко, Г.Л. Устойчивость бортов карьеров и отвалов. Издательство «Недра», 1965 г. – 378 с. 94. Фисенко, Г.Л. Устойчивость бортов карьеров и отвалов на разрезах, М: ЦНИЭИУголь, 1975, - 54 с. 95. Фомин, С.И. Оптимизация формирования рабочей зоны глубоких карьеров. М., Сб. Неделя горняка-98. МГУ, 1998. С. 52-53. 168 96. Фомин С.И. Производительность карьеров и спрос на минеральное сырье/ С.И. Фомин. – СПб.: Изд-во Тема, 1999. – 167 с. 97. Фомин, С.И. Определение производительности карьеров на ранних стадиях проектирования. / С.И. Фомин, Г.А. Холодняков, М.В. Баженов // Тезисы межгосударственной конференции "Развитие сырьевой базы промышленных предприятий Урала". Магнитогорск, изд. МГМА, 1995. С. 65-69. 98. Холодняков, Г.А. Определение основных параметров открытой разработки месторождений, Л., Наука, 1988. – 158 с. 99. Холодняков, Д.Г. Потери, засорение и разубоживание полезных ископаемых при открытых горных работах. / «ВоркутаУголь», 2008 г. – С. 128-132. 100. Холодняков, Г.А. Зависимость производительности карьера по горной массе от высоты уступа. / Г.А. Холодняков, М.Д. Абдуллаев // Сборник трудов 11-й международной научно-практической конференции «Освоение минеральных ресурсов Севера: проблемы и решения». Воркутинский горный институт (филиал) ФГБ ОУ ВПО «Национальный минерально-сырьевой университет «Горный», Воркута. - 2013. - С. 226228. 101. Холодняков, Г.А. Зависимость производительности карьера по руде от высоты уступа / Г.А. Холодняков, М.Д. Абдуллаев // Записки Горного института. Том 207, Горный университет. – Санкт-Петербург, 2014. – С.84-87. 102. Холодняков, Г.А. Основные горнотехнические факторы, определяющие рациональную высоту уступа / Г.А. Холодняков, М.Д. Абдуллаев// Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2014 - №6. С. 147-149. 103. Хохряков, В.С. Проектирование карьеров / В.С. Хохряков. – М.: Недра, 1992. – 383 с. 104. Шешко, Е.Ф., Ржевский В.В. Основы проектирования карьеров/ Е.Ф. Шешко. М.: Углетехиздат, 1958. - 338 с. 105. Шешко, Е.Ф. – Вскрытие и система разработки месторождений полезных ископаемых: автореф. дис. на соискание ученой степени доктора техн. наук: / Шешко Евгений Фомич – М., 1950. – 28 с. 106. Шешко, Е.Ф. – Открытая разработка месторождений полезных ископаемых : Учебник. – 3-е изд., перераб. – М.: Углетехиздат, 1957. – 496 с. 107. Шпанский, О.В. Производительность и границы карьеров: Учебное пособие/ О.В. Шпанский. – М.: Издательство ЛГИ, 1983. – 99 с. 169 108. Шпанский, О.В. Технология и комплексная механизация добычи нерудного сырья для производства строительных материалов / О.В. Шпанский, Ю.Д. Буянов. – М.: Недра, 1996. – 462 с. 109. Шпанский, О.В. Проектирование границ открытых горных работ: Учебное пособие / О.В. Шпанский, Д.Н. Лигоцкий, Д.В. Борисов. – СПб, 2003. – 90 с. 110. Юматов, Б.П. Открытая разработка сложиоструктурных месторождений цветных металлов/ Б.П. Юматов, Б.Н. Байков, В.П. Смирнов. - М.: Недра, 1973. - 192 с.
