- применение рациональных параметров конструктивных элементов камерно-столбовой системы разработки, определенных с учетом горно-геологических, горно-технических условий и естественного (природного) напряженного состояния;
- предварительное обогащение руды (в шахте или на поверхности) рентгено-радиометрическими сепараторами либо сортировкой на грохотах отбитой горной массы, подготовленной деконцентрированными зарядами.
На основе этих принципов разработаны типовые варианты систем разработки для различных условий залегания маломощных пологих и наклонных жил.
Вариант 1 (рис. 3) предназначен для выемки жил с изменчивым углом падения по простиранию, а вариант 2 (рис. 4) – по падению-восстанию. Разновидностями вышеизложенных вариантов 1 и 2 являются соответственно варианты 3(патент РФ № 000, способ разработки

|
|
5 – скважина; 6 – кустовая крепь; 7 – ниша под скреперную лебедку; 8 – взрывозащищенная гидростойка; 9 – надштрековый целик; 10 – подштрековый целик; 11 – междублоковый целик; 12 – отрезная выработка
|
|
|
маломощных пологих и наклонных рудных тел) и 4 (рис. 5, 6), предназначенные для выемки маломощных пологих и наклонных жил в сложных горно-геологических и горнотехнических условиях (высокая изменчивость угла падения, мощности) по простиранию и падению-восстанию рудных тел.
Устойчивые размеры конструктивных элементов предлагаемых систем разработки, в т. ч. существующей на руднике, определяли по известным методикам, основанных на первоначальных природных напряжениях и исходя из условия непревышения расчетных напряжений допустимых (, , и др.).
Параметры конструктивных элементов применяемой на руднике камерно-столбовой системы разработки определяли для глубин 100, 200, 300 м. При этом производили расчеты и моделировали камеры шириной 6,6 м и 15 м с междукамерными целиками длиной 5,8 м, шириной 1,8 м и высотой 1,6 м. Расчет напряжений в междукамерных целиках произведен по методике академика от действия свода возможного обрушения в зависимости от пролета камер из условия устойчивости:
σц =σвсв · Кн ≤ σдоп, (2)
где σвсв= -Ку·γ·Н - напряжение от веса свода возможного обрушения пород, МПа; Кн- коэффициент концентрации напряжений в целиках.
Коэффициент Ку, учитывающий уменьшение вертикальной нагрузки (γ·Н) от возможного свода обрушения пород принимали равным 0,7 для глубины разработки до 100 м (по ВНИМИ). Для глубин 200 и 300 м использовали значения Ку, приведенные в табл. 2, установленные на основе моделирования методом конечных элементов.
Таблица 2
Результаты расчета коэффициента Ку, учитывающего уменьшение вертикальной нагрузки (γ·Н) от возможного свода обрушения пород
№ п/п | Глубина разработки, м | Значение коэффициента Ку | Среднее значение коэффициента Ку | |
длина камеры 6,6 м | длина камеры 15,0 м | |||
1 | 100 | 0,7 | 0,7 | 0,7 |
2 | 200 | 0,55 | 0,44 | 0,49 |
3 | 300 | 0,56 | 0,48 | 0,52 |
В результате установлено следующее. Напряжения в целиках и кровле камер имеют сжимающий характер и не превышают допустимых. На глубинах 100, 200 и 300 м при отсутствии тектонических нарушений допускается применять камеры шириной до 15 м и целики с размерами 5,8 х 1,8 х 1,6 м. При этом середину пролёта камер, где напряжения в кровле приближаются к растягивающим, необходимо подкреплять стойками или кустами для исключения возможных вывалов породы. Оставляемые при отработке штольневых горизонтов целики имеют 3…5 кратный запас прочности, а на глубоких горизонтах он равен 1,3…3. В этой связи при оставлении междукамерных целиков возможно уменьшение их размеров, что сократит потери полезного ископаемого. Аналогичные расчеты произведены для междуэтажного целика, в котором также расчетное напряжение не превышает допустимого.
Для предлагаемых систем разработки с учетом первоначальных природных напряжений расчетным путем по вышеизложенным методикам определены устойчивые размеры междублоковых и междуэтажных целиков для глубины 200 м и мощности жилы 0,5; 1,0; 1,5; 2,0 м (табл. 3), при которых напряжения в целиках не превышают допустимых.
Таблица 3
Устойчивые размеры междуэтажных и междублоковых целиков для предлагаемых систем разработки
Мощность жилы m, м | Размеры целиков, длина x ширина, м | |
междублоковый | междуэтажный | |
выемка по простиранию (варианты 1 и 3) | ||
0,5 | 4,1 x 5,5 | сплошной x 8,2 |
1,0 | 4,0 x 6,5 | сплошной x 9,2 |
1,5 | 3,9 x 7,5 | сплошной x 10,2 |
2,0 | 3,8 x 8,5 | сплошной x 11,2 |
выемка по восстанию (варианты 2 и 4) | ||
0,5 | 20,0 x 7,0 | сплошной x 8,2 |
1,0 | 20,0 x 7,6 | сплошной x 9,2 |
1,5 | 20,0 x 8,4 | сплошной x 10,2 |
2,0 | 20,0 x 9,0 | сплошной x 11,2 |
По общей ожидаемой нагрузке на крепь произведен расчет её устойчивости в выработанном пространстве и определены расстояния между стойками, кустами и кострами в зависимости от мощности жилы (параметры приведены в диссертации).
Экономическая оценка предлагаемых технологий и определение наиболее эффективной произведена по удельным приведенным затратам Зприв. и прибыли (ПР) с 1 т погашенных балансовых запасов по методике академика :
Зприв.=Ст.+Е∙Ку., руб/т, (3)
где Ст. – полная себестоимость добычи и переработки 1 т товарной руды, руб/т;
Е – ставка рефинансирования банка (коэффициент эффективности капиталовложений), Е=0,105; Ку. – удельные капиталовложения, руб/т;
ПР=Цб. ∙Кн.∙Ки. о. -(Сб. ∙Кн.+Е∙Ку.), руб/т, (4)
где Цб. - валовая ценность 1 т балансовых запасов, руб/т; Кн. - коэффициент извлечения из недр, дол. ед.; Ки. о. - коэффициент извлечения полезного компонента при переработке (обогащении), дол. ед.; Сб. - полная себестоимость добычи и переработки 1 т балансовых запасов, руб/т.
Предложенные технологические схемы рассчитывали для различных мощностей жилы, типов погрузочно-доставочного оборудования и крепи.
Расчеты показали, что все предложенные варианты систем разработки по приведенным затратам эффективнее (на 2-30%) применяемой на руднике при мощности жилы m=1,0 м. Кроме того, они производительнее (в 1,7-2,5 раза) используемой на руднике и обеспечивают более высокие показатели извлечения полезного ископаемого из недр (снижение потерь руды в 1,7-2,1 раза, разубоживания - в 1,2-1,75 раза). Рудосортировка грохочением позволяет уменьшить объем пустой породы в руде, подаваемой на фабрику в 1,7-2,2 раза, тем самым увеличить в 1,25-1,34 раза содержание металла в товарной руде и снизить объем перерабатываемой на фабрике рудной массы. Зависимости изменения потерь, разубоживания, производительности труда забойного рабочего, полной себестоимости добычи и переработки 1 т товарной руды и удельных приведенных затрат от мощности рудного тела представлены в табл. 4.
|
Из за большого объема этот материал размещен на нескольких страницах:
1 2 3 4 5 |


