автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.02, диссертация на тему:Обоснование параметров подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды на базе компьютерного прогнозирования потерь и разубоживания

Министерство науки, высшей школы и технической политики Российской Федерации

Московский ордена Трудового Красного Знамени горный институт

VI в од -;-

2 В ДПР 1.933 На правах рукописи

САГИ ЕВ Гани Токтамысович

УДК 622.274:681.5(043)

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ П0ДЭТАЖН0Г0 ОБРУШЕНИЯ С ТОРЦЕВЫМ ВЫПУСКОМ РУДЫ НА БАЗЕ КОМПЬЮТЕРНОГО ПРОГНОЗИРОВАНИЯ ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ

Специальность 05.15.02 — «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва 1993

Работа выполнена в Московском ордена Трудового Красного Знамени горном институте.

Научный руководитель канд. техн. наук, доц. БАРАНОВ А. О.

Официальные оппоненты: проф., докт. техн. наук КУЗНЕЦОВ 10. Н., доц., канд. техн. наук ГАЛЬПЕРИН В. Г.

Ведущее предприятие — Производственное объединение «Каззолото».

Защита диссертации состоится « . . . » . . . 1993 г.

в . . . час. на заседании специализированного совета

К-053.12.02 в Московском горном институте по адресу: 117935, ГСП, Москва, В-49, Ленинский проспект, 6.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке института.

Автореферат диссертации разослан « . . . » . . 1993 г.

Ученый секретарь специализированного совета

канд. техн. наук КОРОЛЕВА В. Н.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском широко применяется при разработке месторождений руд цветных и черных металлов. Возможность модификации параметров подэтажного обрушения с учетом изменяющихся горнотехнических условий разработки, требований к экономически обоснованному и комплексному использованию минеральных ресурсов делает данную технологию конкурентоспособной при отработке запасов руд средней ценности и рядовых. Развитие и совершенствование подэтажного обрушения с торцевым выпуском привело к созданию целого ряда вариантов системы разработки: с послойно-торцевым выпуском («шведский»), с фронтально-торцевым выпуском при отработке устойчивых, монолитных руд, с выпуском под защитой гибкого металлического перекрытия, а также вариант с массовой отбойкой, временным магазпнн-рованнем руды и выпуском из-под козырька.

Однако основное распространение в мире получил послойно-торцевой выпуск руды как наиболее простой в реализации, позволяющий вести селективную выемку в пределах выемочных участков. Применение на всех стадиях подготовительных работ и очистной выемки мобильного высокопроизводительного оборудования позволяет в максимальной степс-пи интенснфнцнровать отработку месторождений и достичь высоких технико-экономических показателей.

Сдерживающим фактором в расширении сферы применения системы разработки являются сравнительно низкие показатели извлечения, а также отсутствие единой нормативной методики прогнозирования уровня потерь и разубожнва-ния руды при торцевом выпуске, что затрудняет полноценную оптимизацию конструктивных параметров технологии на стадии составления проекта и оперативного планирования отработки месторождения или его части.

Изложенное показывает, что задача разработки методики прогнозирования показателей извлечения при торцевом выпуске и определения на ее базе рациональных параметров системы разработки является актуальной.

Целыо работы является установление зависимостей уровня потерь и разубожнвания руды при торцевом выпуске от параметров забоя, буровзрывных работ (БВР) и горнотехнических условий.

Идея работы заключается в исследовании зависимостей количественных и качественных характеристик торцевого выпуска от горнотехнических условий и параметров очистной выемки на базе стохастического компьютерного моделирования выпуска руды.

Научные положения, разработанные лично соискателем, и новизна:

метод учета потерь руды, оставшихся после отработки вышележащего подэтажа, при компьютерном стохастическом прогнозировании показателей извлечения при послойно-торцевом выпуске;

многофакторные зависимости потерь и разубожнвания руды при торцевом выпуске от параметров очистного забоя, буровзрывных работ и горнотехнических условий, отличающиеся учетом конфигурации забоя, числа и объемов доз выпуска;

в качестве критерия оптимизации потерь и разубожнвания при добыче ценных руд целесообразно использовать максимум количества металла, извлекаемого из рудной массы при обогащении.

Методы исследовашш: анализ и обобщение результатов исследований и опыта применения системы подэтажиого обрушения с торцевым выпуском; методы математической статистики, теории случайных функций и теории планирования экспериментов; физическое и компьютерное стохастическое моделирование выпуска; технико-экономический анализ результатов.

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются большим объемом компьютерных экспериментов и удовлетворительной сходимостью результатов стохастического моделирования на ПЭВМ с производственными показателями (расхождение составило 10—15%).

Научное значение работы заключается в установлении многофакторных зависимостей потерь и разубожнвания руды при торцевом выпуске от параметров очистного забоя, буровзрывных работ и горнотехнических условий, учитывающих конфигурацию забоя, число и объемы доз выпуска.

Практическое значение работы заключается в разработке методики компьютерного прогнозирования потерь и разубожнвания руды, которая может быть использована при проектировании системы, оперативном планировании и

управлении качеством добываемой рудной массы, что позволит повысить в целом эффективность подэтажного обрушения и качество использования недр.

Реализация выводов и рекомендаций. Разработанные п диссертации многофакторные зависимости потерь и разубо-живання руды, а также рекомендации по рациональным параметрам системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском использованы при разработке Технологического регламента по проектированию системы разработки и приняты к использованию па руднике Ак-Су горно-обогатительного комбината «Каззолото» при отработке глубоких горизонтов месторождения «Кварцитовые горки».

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались на региональной научно-методологической конференции (г. Каратау, филиал КазПТИ им. В. И. Ленина, 1991 г.), на 11-й международной конференции по автоматизации в горном деле (г. Екатеринбург, 1992 г.), на заседании «Круглого стола» Горного журнала «Проблемы и перспективы развития золотодобывающей промышленности республики Казахстан» (г. Алма-Ата, 1992 г.), на технических совещаниях ГОКа «Каззолото», на научно-технических семинарах кафедры технологии, механизации и организации подземной добычи руд (М., МГИ, 1990— 1992 гг.) и получили положительную оценку.

Публикации. По теме диссертации имеется 5 научных публикаций, включая положительное решение о выдаче патента РФ.

Объем работы. Диссертация состоит из введения, 5 глав и заключения, изложенных на 125 страницах машинописного текста, содержит 22 рисунка, Г) таблиц, 5 приложений и список использованной литературы из 107 наименовании.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Вопросам повышения эффективности отработки рудных месторождений системами с массовым обрушением руды и вмещающих пород посвящены труды акад. М. И. Агошкова, Г. М. Малахова, проф. В. Р. Имепптова, М. Д. Фугзана, II. Г. Дубинина, В. Ф. Абрамова, С. Л. Иофина, Г. М. Бурмина и многих других." Накоплен большой опыт применения систем разработок в широком диапазоне изменения условий. Широкое распространение в классе систем с обрушением получил вариант подэтажпой отбойки с послойной отбойкой в зажиме и торцевым выпуском руды.

Одной из важнейших характеристик выпуска под обрушенными породами являются показатели извлечения руды из очистного пространства.

Существует признанная теория выпуска руды под обрушенными породами, разработанная в основном Г. М. Малаховым, В. В. Куликовым, В. Р. Именитовым и др. На основе многочисленных исследовании созданы методики прогнозирования показателей извлечения при донном выпуске руды, дающие приемлемые по точности результаты.

Торцевой выпуск рудьг исследован значительно меньше, что может быть объяснено, в частности, малыми масштабами использования данной технологии на отечественных рудниках. Из-за отсутствия нормативной методики прогнозирование показателей извлечения нрн торцевом выпуске возможно на базе производственных или лабораторных исследований.

Производственные эксперименты дороги, требуют больших затрат времени, проводятся в условиях конкретного месторождения н в силу этого могут иметь лишь частное значение.

В этой связи для выбора методики моделирования и целей исследований были спланированы и проведены лабораторные эксперименты постановочного характера па физической модели с применением полиэтиленовых гранул. Выпуск руды моделировался из забоев шестигранной и ромбовидной конфигурации.

Экспериментами установлено, что:

— разубоживание руды зависит от соотношения высоты и ширины забоя, толщины отбиваемого слоя руды, степени уплотнения руды и зажимающих пород;

— выпуск руды из ромбовидных забоев в нижней его части подобен выпуску из бункера с крутонаклонными стенками; выпуск из шестигранных забоев специфичен в силу протяженного (сравнимого с высотой забоя) бокового контакта с обрушенными породами ранее отработанного смежного забоя;

— при выпуске нз относительно невысоких забоев (10м) в доле разубоживагощих пород подавляющее большинство (до 90%) составляют налегающие породы; при выпуске нз высоких забоев (более 20 м) соотношение это меняется за счет возрастания доли пород нз зажимающего слоя;

— потери руды формируются в. основном за пределами зоны влияния выпускной выработки, а также за счет сил трения у рудного массива и рассеивания в выпускаемой рудной массе. В ромбовидных забоях эти потерн визуально меньше, а при выпуске нз шестигранных забоев потери возрастают с уменьшением угла отбойки боковых граней;

— физическое моделирование торцевого выпуска руды, отбитой в зажатой среде, затруднено в связи со сложностью создания в модели различного, разрыхления руды и зажн-

мающих пород, которое весьма существенно влияет на потери и разубоживание.

Как показывают результаты предварительного анализа, с точки зрения резкого снижения трудоемкости моделирования и расширения диапазона исследовании влияния различных факторов на показатели извлечения при сохранении достаточной точности результатов, наиболее предпочтительным является компьютерное моделирование выпуска на базе стохастического (вероятностного) моделирования, предложенного Д. Джоллеем и получившего свое развитие в работах В. Р. Имепитова, В. А. Горбунова, В. В. Куликова, В. Ф. Абрамова, М. Л. Жигалова, Е. В. Кузьмина и др.

Поэтому в качестве задач исследований приняты:

— разработка на базе компьютерного стохастического моделирования методики прогнозирования показателей извлечения при подэтажнон отбойке и послойно-торцевом выпуске с учетом разницы в уплотнении отбитой руды и зажимающего материала;

— определение зависимости потерь и разубожнвапня от горнотехнических факторов, параметров очистных забоев и и буровзрывных работ;

— оптимизация формы и параметров очистных забоев при подэтажном обрушении в широких пределах изменения условий разработки и конструктивных параметров системы;

— анализ, сравнение и выбор целесообразных схем и способов проветривания и подготовки очистных зон при подэтажном обрушении.

Механизм отбойки руды в зажиме достаточно подробно изучен для условий как послойной, так и многорядной отбойки. Значительный вклад в теорию и практику в данной области внесли В. Р. Именитов, М. Д. Фугзан, Н. Г. Дубы-нин, Г. М. Бурмин и др.

К параметрам отбойки, в максимальной степени влияющим на уплотнение отбитой взрывом руды н зажимающих пород, по мнению большинства авторов, относятся удельный расход ВВ и толщина отбиваемого слоя (для условий послойной отбойки равная или кратная л.н.с.). Анализ показал, что расчеты по известным зависимостям дают весьма разноречивые результаты.

Для последующего использования в экспериментах в результате статистической обработки этих результатов в пределах изменения л.н.с. от 1,5 до 3 м и удельного расхода ВВ от 0,4 до 0,9 кг/т была получена зависимость вида:

где Кр — коэфс, __________. ... _________гУДЫ;

ИV — линия наименьшего сопротивления, м; д —удельный расход ВВ на отбойку, кг/т.

(1)

В системах с массовым обрушением руды и вмещающих пород некоторая часть подлежащей выпуску руды остается в выработанном пространстве, заполненном обрушенными породами.

Существующие методики оценки количественных и качественных показателей выпуска не учитывают объемы и локализацию потерь руды, сформировавшихся после отработки запасов верхнего подэтажа.

В условиях реальной технологии общая величина потерь П складывается из потерь руды в отработанной панели рабочего подэтажа Яр и частичного возврата потерянной руды П0 из ранее отработанного верхнего подэтажа, т. е.

П = ПР—П0.

Величина потерь П и является нормативной.

Для установления величины Л,, разработан метод, суть которого заключается в следующем. Первоначально аналитическим путем, с использованием методики проф. В. В. Куликова в части определения размеров эллипсоида выпуска, рассчитывается зависимость потерь /7Р от величины объема эллипсоида выпуска VЗа, отнесенного к запасам руды в слое V-, (рис. 1). При этом принято, что //,,=0 (вышележащего подэтажа нет). Затем на графике определяется участок стабилизации потерь, который примерно соответствует величине Яр. Используя полученное значение /V-,, определяем для разных величину Уъа и на этой основе — величину разубожнвания, при котором достигается стабильное значение Пр.

На втором этапе с использованием разработанных алгоритма и программ проводилось на ЭВМ моделирование выпуска из панелей самого верхнего подэтажа, когда Л0 = 0. Выпуск производился до рассчитанных величин разубожнвания, при этом на экране монитора контролировалась динамика изменения потерь н определялся период их стабилизации.

В результате множественных реализаций компьютерных моделей при разных сочетаниях влияющих факторов методом последовательных итераций уточнены искомые величины разубожнвания, обеспечивающие получение стабильных /7р. В зависимости от параметров забоя, величина разубожнвания колеблется от 60 до 80%-

В процессе описанных компьютерных экспериментов установлено, что общий объем П0 при шестигранной конфигурации забоя довольно значителен, что является с точки зрения их последующего извлечения неблагоприятным фактором, особенно если руды склонны к слеживанию или к потере потребительских качеств вследствие окисления или выщелачивания.

Ромбовидная форма забоев в этом отношении более благоприятна, так как величина П0 меньше и может быть сведена практически к пулю при малом отношении ширины панели к ее общей высоте.

Метод формирования и учета потерь на вышележащем подэтаже является составной частью методики прогнозирования потерь и разубожпвапня. Последовательность реализации каждой модели при этом в окончательном виде состоит из трех этапов (рис. 3,а—в). Прогнозирование показателей извлечения ведется па основе результатов моделирования на третьем этапе при моделировании торцевого выпуска в нижней (третьей) камере (рис. 3, в).

Анализ практики рудников, результатов исследований и собственных экспериментов позволил определить основные влияющие факторы, от которых зависят показатели извлечения при торцевом выпуске. К ним отнесены:

/ — коэффициент крепости руды, определяющий толщину отбиваемого слоя, удельный расход ВВ и, через них, степень подвижки зажимающего материала и соответствующие коэффициенты разрыхления, влияющие на характер выпуска;

Ф—форма забоя, от которой зависят распределение паласов отбитой руды и комплекс граничных условий;

Л, Ь — соответственно высота подэтажа и расстояние между буродоставочными выработками;

й — диаметр зарядов ВВ, определяющих удельный расход ВВ, л.и.с. и учитывающий комплекс физико-механических характеристик массива; й — число доз выпуска.

Чтобы уменьшить число необходимых экспериментов при обеспечении достаточной надежности результатов, была использована теория планирования экспериментов.

Для реализации стохастической модели разработан пакет программ, обеспечивающих автоматизированное компьютерное моделирование торцевого выпуска руды, накопление и статистическую обработку результатов моделирования п визуальный контроль за процессом выпуска.

Алгоритм стохастического автоматизированного моделирования торцевого выпуска состоит из следующих основных блоков: ввода исходных данных; расчета параметров БВР; формирования трехмерного массива; определения сыпучих свойств руды и породы; определения закона распределения вероятности на перемещение кубиков руды и породы; графического отображения информации; стохастического моделирования; накопления и статистической обработки.

Расчет основных параметров БВР с учетом влияния физико-механических свойств рудного массива производится по нормативной методике. В компьютерной модели на основе этих данных толщина отбиваемого слоя в зависимости от

диаметра взрывных скважин н крепости руды определялась по следующим модифицированным формулам:

[ //(0,91/—2,91) при с? = 0,065 м, Г= //(0,67/—1,78) при с? = 0,085 м, (2)

I // (0,55/—1,5) при с/= 0,105 м.

Сыпучие свойства моделируемого материала с учетом его коэффициента разрыхления, подсчитываемого по (1), определялись по известной зависимости проф. В. В. Куликова:

р = 2• с?-./Ср/1,375• tg а, м,

где d — диаметр куска руды, м; « — угол выпуска, град.

Сыпучесть горной массы в стохастической модели выражается соотношением вероятностей выхода центрального и боковых кубиков в пустоту; для более простого представления закона распределения случайной величины, описывающей вероятность замещения пустоты кубиком, принимается равенство вероятностей угловых и периферийных кубиков. Сохранение подобия сыпучих свойств моделируемого рудного материала в зависимости от коэффициента разрыхления отбитой руды и зажимающего материала в граничных условиях производится с применением процедуры перераспределения вероятности, предложенной и разработанной Р. Г. Пепелевым и С. М. Чурсиным.

При разработке проектов в рамках САПР важно знать не только динамику показателей извлечения, но и конкретные значения потерь и разубоживания, при которых наиболее целесообразно прекращать выпуск для заданных условий разработки, формы и размеров забоя, т. е. прогнозировать оптимальные (нормативные) потерн и разубоживанне.

На основе теоретических, методических и практических положений диссертации разработана структура системы автоматизированного проектирования подэтажного обрушения, рассчитанной на реализацию на персональных компьютерах типа IBM AT/XT или совместимых с ними.

Анализ и статистическая обработка результатов серии из нескольких десятков компьютерных экспериментов позволили получить многофакторные зависимости потерь Р и разубоживания R от различных горно-геологических и технологических факторов для вертикального расположения стенки забоя:

, 1—DjZ при D<CZ,

р= I 1—Z)/Z-f (D—CZ)2/ (4(1—C)Z) при CZ<D<Z(2—C), \ 0 при Z (2—Z) <D\ (3)

i 0 при D<CZ,

R= (D—CZ)2/(4(1— C)ZD) при CZ<D<Z(2—C), (4) ( I —Z/D при (2—C)Z<D,

где D — суммарное число доз выпуска;

Z — балансовые запасы руды в забое, куб. м (т);

С — эмпирический коэффициент, характеризующий отношение объема руды, выпущенной без разубоживания (чистой руды), к общим запасам руды в забое.

Многопараметрическая зависимость величины коэффициента С при шестигранной конфигурации забоя имеет вид:

С=1,322-0,0116-li + 0,0276-b/h-23 — (5)

а при ромбовидной конфигурации забоя

С=0,974 —0,00375• h-0.664 • й/А-4,93 VdßBH 0,148///Ж (6)

Как показывает анализ этих зависимостей, основное воздействие на величину потерь и разубоживания оказывают (в порядке убывания): высота подэтажа, расстояние между буродоставочными выработками, диаметр взрывных скважин и крепость руды в массиве.

В результате экспериментов установлено также, что с момента начала разубоживания в панели разубожнваппе в дозе выпуска имеет труднопредсказуемый характер. В отдельные периоды из панели могут поступать позы с сильно разубоженной рудой или даже с чистой породой (т. е. с раз-убоживаиием в дозе выпуска, равным 100%). как это хорошо видно на рис. 2. Между тем, как показывает визуальный контроль за процессом выпуска по экрану монитора, в забое еще остаются значительные запасы руды, гораздо больше ожидаемых нормативных потерь. Практика подземных рудников, в частности, рудника Ак-Су, подтверждает такое положение. Поэтому на действующих рудниках, где применяют систему подэтажного обрушения, нельзя считать раз-убоживание в дозе выпуска основание1М для его прекращения, как это практикуется при донном выпуске.

Уровень потерь и разубоживания в системах с массовым обрушением принято оптимизировать по минимуму суммы экономического ущерба от потерь и разубоживания. Однако в настоящее время в период нестабильной экономики практически невозможно получить достоверные стоимостные показатели для его расчета.

В этой связи в диссертации предлагается использовать для оптимизации потерь и разубоживания другой критерий—максимум (Qya) удельного количества полезного компонента (в долях единицы), извлекаемого из балансовых запасов при добыче и переработке.

Этот критерий отвечает требованиям наиболее полного использования недр, что особенно важно при добыче руд, содержащих ценные и дефицитные полезные компоненты, к каким относится золото. Кроме того, обладая вполне определенным экономическим содержанием, критерий не требует использования конкретных экономических показателей, что особенно актуально в современных условиях.

Возможность использования данного критерия обусловлена следующими обстоятельствами.

При выпуске иод обрушенными породами по мере нарастания разубоживанпя снижается валовое, среднее содержание полезного компонента (Лрм)в рудной массе, добытой из забоя с балансовыми запасами 2. Соответственно будет снижаться коэффициент извлечения к„ из обедняющейся рудной массы при ее обогащении (рис. 4).

С некоторого момента темпы роста общего количества полезного компонента в рудной массе станут меньше, чем темпы прироста количества пустой породы. Вследствие снижения валового содержания полезного компонента в рудной массе снижается и коэффициент его извлечения при обогащении, что в конце концов вызовет сокращение общего количества полезного компонента QM (рис. 4).

Величина QM (т или г) определяется из выражения:

QM = Лрм •£>•*„, (7)

где D — суммарный объем доз выпуска, м.

Зависимость коэффициента извлечения полезного компонента (п. к.) из рудной массы при обогащении от содержания в пей п. к. для обогатительной фабрики рудника Ак-Су определяется полиномом вида:

/,•„ = 0,57Лр,, - 0,07(14*« + 0,0035АрМ - 0,496, (8)

где Лрм изменяется в пределах от 1 до 8 у. е/т

Удельное количество полезного компонента, извлекаемого из балансовых запасов при добыче и переработке (в долях единицы)

Qn = Apit-D-kJZ.Ap. (9)

Тогда критерий оптимизации показателей извлечения в общем виде может быть аналитически выражен в следующей форме:

/7, P->opt при шах. (10)

С учетом полученного критерия оптимизации показателей извлечения предлагается интегральный критерий оптимизации параметров системы разработки, который имеет вид:

Оптимизация

потерь и разубоживания (на

примере рудника Ак-Су)

1-пзвлечение металла при обогг "ении;2-ул(!льнов количество металла, из' гекаемого при добыче и обогащении; З-содеркание .металла в рудной массе;4,й-соответственно потери и разубоживание руды

- Рис.4

'т! К

а о

13

О)

Я о

сс •о гг к

Гч

а: в о >я

и

о •о

Ф

о

о <г

л.

X

1 Л 1

Я 1 1

1 1 1 к 1 1

Ч: 1 1- 1 1

I 1 1 I

г. ) 1 1

1 1 >!

1 1 1

©

г

п>

я

ф

и

о о £1 си •о

&

ее № О •ч о

о

к

ф

X №

>

0

1

о со

а

о х

р

о о?

"7!

Т) в га

го

С'

о

сл

■л

/

/

о в

ГО Т)

- с

*< г»

За С

С'.

с*

ф г о

а

3

е

Динамика формирования по-эрь руды при шестш'ранной конфигурации забоя

I___I

а - в - стадии формирования при моделировании^ ' Рис.3

Оптимизация потерь и разуОоживания (на примере рудника Ак-Су)

1-йзвлечёние • металла' при обог? "ени'и; 2-удельное .количество 'металла, из' 'веемого при добыче и обогащении; 3-содержаиие металла в рудной массе¡4,5-соответственно лотери и раэубоживание руды

• • Рил л

(2уд->1пах, (11)

Л < П,5/бур—при ромбовидной конфигурации забоя, < 'бур — ПР" шестигранной конфигурации забоя,

где /бур — предельная глубина бурения буровыми станками данного типа;

Пр— прибыль от реализации конечного продукта, руб/т;

Ц — извлекаемая ценность руды, руб/т; 30, Зв—удельные затраты соответственно па отбойку и погашение подготовительно-нарезных выработок, руб/т.

На основе критериев (10) — (11) для забоя любой формы и с любым распределением содержания полезного компонента внутри пего возможно на базе компьютерного моделирования оперативно определять для каждого отбитого слоя в каждой панели оптимальное число доз выпуска, обеспечивающее наибольшую полноту извлечения полезного компонента из рудной массы при ее обогащении. Это можно использовать при оперативном планировании добычи на участке.

На базе разработанной методики прогнозирования показателей извлечения применительно к условиям месторождения «Кварцнтовые горки» (рудник Ак-Су ГОКа «Каззоло-то») с использованием многофакторных зависимостей получены прогнозные величины потерь и разубоживания руды по критерию максимального удельного количества полезного компонента, извлекаемого при добыче и переработке, и определена область рационального использования ромбовидной и шестигранной конфигурации забоя.

При соотношении расстояния между буродоставочиымп выработками (Ь) к высоте подэтажа (Л) в пределах от 0,5 до 0,9 бесспорное преимущество по критерию (10) имеют забои ромбовидной конфигурации.

При соотношении Ь/Н, близком к единице (практически квадратной формы), предпочтительнее шестигранные забои.

С уменьшением диаметра взрывных скважин, а значит и толщины отбиваемого слоя, при прочих равных условиях возрастает удельное количество извлекаемого металла. Таким образом, в условиях рудника Ак-Су целесообразен переход на отбойку скважинами уменьшенного диаметра.

Как показывает анализ, использование ромбовидных забоев позволяет также снизить удельный расход выработок на 15—20% по сравнению с шестигранными.

На основе полученной мпогофакторной модели торцевого выпуска с использованием интегрального критерия оптимизации параметров системы разработки для условий рудника Ак-Су рекомендуется применять ромбовидную конфигурацию забоя с высотой подэтажа 12—15 м, расстоянием между буродоставочными выработками 10—12 м, л.п.с.— 1,8—2,2 м, диаметром взрывных скважин 65—85 мм. Определенный по критерию максимального извлечения полезного компонента прогнозный уровень потерь и разубоживання составит при этом соответственно 8—10 и 14—20%.

Для сложных горнотехнических условий отработки месторождения «Кварцнтовые горки» предложен и разработан новый вариант отработки мощных рудных залежей системой подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды под защитой гибкого тросового перекрытия.

Разработаны также технические решения, видоизменяющие схему подготовителыю-иарезных работ за счет использования более эффективных схем проветривания.

Результаты исследований легли в основу технологического регламента проектирования подэтажного обрушения с торцевым выпуском применительно к условиям месторождения «Кварцнтовые горки». Регламент согласован с республиканским головным проектным институтом КазГИНалмаззолото, утвержден ПО «Каззолото» и принят к использованию на руднике Ак-Су ГОК. «Каззолото».

Заключение

В диссертации дано новое решение актуальной для горнорудной промышленности научной задачи обоснования параметров подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды на базе компьютерного прогнозирования потерь и разубоживання руды.

Основные научные и практические результаты работы заключаются в следующем.:

1. Разработан метод учета потерь руды, оставшихся после отработки вышележащего подэтажа, при компьютерном стохастическом прогнозировании показателей извлечения для послойно-торцевого выпуска. В общем случае величина этих потерь колеблется от 10, до 40% от запасов забоя.

2. Установлены многофакторные зависимости потерь и разубоживання руды при торцевом выпуске от параметров очистного забоя, буровзрывных работ и горнотехнических условий, отличающиеся учетом конфигурации забоя, числа и

-объемов доз выпуска прн изменении высоты подэтажа от 10 до 20 м, диаметра взрывных скважин от 0,065 до 0,105 мм и крепости руды от 10 до 20 по шкале проф. М. М. Протодья-конова.

3. На основе сравнительного анализа практических данных, физического и компьютерного моделирования торцевого выпуска руды доказано, что предельное разубожнвание в дозе выпуска не может быть критерием для его прекращения из-за своей непредсказуемости в условиях реального производства.

4. В качестве критерия оптимизации потерь и разубожп-вапия при добыче ценных руд предложено использовать максимум количества металла, извлекаемого из руды при добыче и обогащении.

5. Разработаны, утверждены и приняты к использованию ка горно-обогатительном комбинате «Каззолото» «Проект опытно-промышленных работ на горизонте 371 м рудного тела № IV месторождения «Кварцитовые горки» н «Технологический регламент проектирования системы подэтажпого обрушения с торцевым выпуском руды».

6. Применительно к условиям рудника Ак-Су по критерию максимального удельного извлечения металла при обогащении и минимальных удельных затрат на буровзрывные и подготовительно-нарезные работы установлены оптимальные параметры системы разработки: высота подэтажа 12— 15 м, расстояние между буродоставочнымп выработками 10—12 м, толщина отбиваемого слоя 1,8—2,2 м. Потери руды. 8—10%, разубожнвание 14—20%.

7. Результаты проведенных исследований используются при рабочем проектировании па руднике Ак-Су ГОКа «Каззолото». Использование полученных многофакторных зависимостей потерь и разубоживапня руды при торцевом выпуске от параметров очистного забоя, буровзрывных работ и горнотехнических условий при проектировании системы, оперативном планировании и управлении качеством добываемой рудной массы повышает в целом экономическую эффективность технологии и качество использования недр.

8. Разработан па базе результатов исследований вариант системы подэтажпого обрушения для отработки мощных залежей малоустойчивых руд.

Основные положения работы изложены в следующих статьях:

1. Баранов А. О., Сагиеп Г. Т., Уразов Д. К., Касс-

поп Ж. Г. Совершенствование системы подэтажпого обрушения с торцевым выпуском.— В сб.: Проблемы подготовки специалистов и развитие научных исследований на переходном этапе к рыночным отношениям.— Каратау, изд. КФ Каз-ПТИ, 1991, с. 125-126.

2. Баранов А. О., Уразов Д. К., Сагиев Г. Т. Эффективная технология подэтажного' обрушения с торцевым выпуском в малоустойчивых рудах.— Горный журнал, 1992, № 8, с. 36—39.

3. Баранов А. О., Чурсин С. М., Сагиев Г. Т. Автоматизация проектирования на основе компьютерного моделирования.— Горный журнал, 1992, № 8, с. 51—53.

4. Баранов А. О., Сагиев Г. Т., Чурсин С. М., Андреев В. В.

Система автоматизированного проектирования подэтажного обрушения с торцевым выпуском.— В сб.: Автоматизация в горном деле.— Екатеринбург, 1992, с. 161 —162.

5. Положительное решение о выдаче патента РФ по заявке № 4937517/03/042763 от 16.01.92 «Способ разработки мощных рудных залежей»/Авт. Баранов А. О., Сагиев Г. Т., Мельников В. А., Уразов Д. К.