книги из ГПНТБ / Юматов Б.П. Открытая разработка сложноструктурных месторождений цветных металлов

теристики руды рациональным будет вариант, обеспечивающий наибольшее постоянство содержания металла в течение исследуе­ мого этапа эксплуатации.

4. Окончательный выбор варианта делается на основании ана­

касательной в любой точке на полученном графике соответствует содержанию металла в данный момент эксплуатации. Работа с постоянным содержанием металла выражается на графике прямой линией. По взаимному положению линий на графике можно судить о преимуществах и недостатках каждого варианта разработки.

График М = ф(Г) строится аналогичным образом, только по оси абсцисс откладывается время эксплуатации Т в годах. Этот график позволяет оценить каждый вариант по количеству полу­ чаемого металла в рассматриваемый период.

В качестве примера приводятся результаты использования дан­ ной методики для условий Агаракского карьера.

Агаракское штокверковое месторождение характеризуется сле­ дующими особенностями.

1. Распределение металлов в пределах каждого горизонта неравномерное.

2. В распределении металлов отмечается проявление верти­ кальной зональности, характеризующейся увеличением содержания

3.На месторождении отсутствует взаимосвязь между харак­ тером распределения меди и молибдена.

4.Отсутствуют четкие, визуально определяемые границы между непромышленными и промышленными участками штокверка, а также между участками, сложенными рудами различных типов и сортов.

Для установления влияния способа вскрытия и подготовки горизонтов на качество добываемой руды были исследованы че­ тыре варианта развития горных работ, отличающиеся располо­ жением съездов относительно рудного тела и длиной разрезной траншеи (рис. 24).

При вскрытии нижележащих горизонтов во всех вариантах временный съезд располагается со стороны лежачего бока место­ рождения. Подготовка горизонта при различных вариантах осу­ ществляется следующим образом.

Вариант I — проходится разрезная траншея на всю длину зоны промышленного оруденения (400—500 м) по контакту руд­ ного тела.

70 »

Рис. 24. Варианты вскрытия и подготовки горизонтов Агаракского карьера

Вариант I I I — проходится разрезная траншея длиной 150— 300 м, равной длине экскаваторного блока при работе с продоль­ ными заходками. Съезд и разрезная траншея закладываются в

из перечисленных вариантов предопределяют различную интен­ сивность отработки месторождения и разное качество получаемой РУДЫ.

Уменьшение длины подготовительных выработок позволяет интенсивнее развивать горные работы в глубину, поддерживать в одновременной отработке большее число рудных уступов и производить усреднение главным образом за счет изменения со­ держания металлоз с глубиной. Увеличение длины разрезных траншей приводит к уменьшению высоты рабочей зоны и к не­ обходимости получать руду требуемого качества за счет извлечения рудных блоков, располагаемых в траншее.

71

На основании обработки геолого-маркшейдерской документа­ ции и данных эксплуатационной разведки были построены графики

1

it

I1

І

і

Рис. 25. Изменение содержания меди и молибдена по мере от­ работки месторождения:

/ — вариант I , 2 — вариант I I ; 3— вариант I I I ; 4 — вариант I V .

Оценка содержания производилась по общему для обоих метал­ лов коэффициенту вариации, определяемому как частное от деле­ ния среднеквадратичного отклонения содержания металлов в руде на их среднее содержание по каждому варианту. Наименьший коэффициент вариации (6,4%) получается при длине разрезной

72

І—ІѴ — варианты

Максимальная скорость углубки достигается при варианте IV. Однако при этом варианте длина рудного фронта добычных работ минимальна. Минимальная скорость углубки получена в вариан­ те I I , который характеризуется максимальной длиной фронта добычных работ.

73

Некоторые сложноструктурные месторождения цветных метал­ лов вскрыты капитальными рудоспусками, выходящими на горнзонты откаточных штолен (Каджаранское, Алтын-Топканское, Хайдарканское и др.). Такой способ вскрытия вносит существен­ ные осложнения в технологию разработки, особенно при необхо­ димости выдачи руды по сортам.

Для обеспечения фабрики кондиционной рудой особое внима­ ние уделяется выбору обоснованного варианта развития горных работ на эксплуатационных горизонтах, внутрикарьериому усред­ нению и другим мероприятиям.

§ 2. ВЫБОР ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ И ОБОСНОВАНИЕ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ ДОБЫЧНЫХ РАБОТ

Специфика разработки сложноструктурных месторождений тре­ бует создания специальных расчетных методов для определения основных параметров буровзрывного рыхления, однако в отдельных случаях можно использовать существующие расчетные формулы.

Сопротивление по подошве Wn для любой скважины опреде­ ляется из условия рыхления массива зарядом ВВ, найденным по удельному расходу для данных пород. Одновременно должно обес­ печиваться размещение заряда в скважине.

Сопротивление по подошве ориентировочно определяется по формуле

74

валов замедлений, трещиноватости пород и других факторов, уста­ навливается на основании опытных взрывов и уточняется в про­

сы В при горизонтальной мощности буферного слоя Б определяется

изменяется от 10 до 25 м (19, 28]. Значение П для пород с коэф­ фициентами крепости от 6 до 18 изменяется соответственно от 20 до 40 м.

Отечественный опыт применения наклонных скважин на карье­ рах подтвердил их эффективность. Особый интерес представляют данные, полученные на карьерах Гайского ГОКа [22]. При буре­ нии наклонных скважин станками СБШ-250 снизились удельный расход ВВ и объем буровых работ, улучшилось качество дробле­ ния и повысилась производительность экскаваторов. Аналогичные результаты были получены и на Первомайском карьере СевГОКа.

Вопрос о преимуществах наклонных скважин был подробно

На рис. 28, заимствованном из трудов Международного сим­ позиума, показано влияние угла наклона скважин на качество дробления пород. Из рисунка видно, что с уменьшением угла наклона качество дробления повышается. Опыты, проведенные в ИГТМ АН УССР на плоских моделях из плексигласа и стекла, также показали, что с уменьшением угла наклона скважины воз­ растает количество трещин и увеличивается интерференция прямых и отраженных волн, что приводит к более равномерному дроб­ лению.

Помимо этого при разработке сложноструктурных месторож­ дений от угла наклона скважин зависит полнота раздельной вы­ емки руды по контактам с пустыми породами.

При выборе диаметра скважин должны учитываться многие факторы: крепость и вязкость пород, структура массива, характер трещиноватости, гранулометрический состав пород и др. Для

75

трудноразрушаемых, вязких крупноблочных массивов, разбитых трещинами, из условия достижения минимальной кусковатостн рекомендуются диаметры скважин от 80 до 155 мм. Для среднеблочных массивов, исходя из этих же условий, диаметр скважин может быть увеличен до 260 мм. Для хорошо дробимых массивов, разбитых густой сетью мелких трещин, диаметр скважин может быть увеличен до 400 мм. Во всех случаях должна обеспечиваться

хорошая проработка подошвы уступа и требуемое качество дроб­ ления пород.

В практике буровых работ могут быть различные случаи ком­ бинированного расположения вертикальных и наклонных скважин. На рис. 29 показаны схемы расположения скважин, обеспечи­ вающие отбойку руды по контактам при взрывании на подобран­ ный забой.

удовлетворительные результаты. Четкие контуры отрыва обес­ печиваются при наклонном расположении скважин по контактам руды с породой (рис. 29,6, е, ж). Хорошие результаты можно получить, применяя различные комбинации вертикальных и на­

76

экранирующих врубов по контуру взрываемого блока. При нали­ чии станков, производящих бурение с широким диапазоном углов наклона скважин (рис. 29, д), может применяться схема с на­ клонными скважинами, пробуренными с таким расчетом, чтобы сопротивление по подошве было для каждой наклонной скважины одинаковым. Отбойка руды в приконтактной зоне при этом про­ изводится вертикальными скважинами.

Рис. 29. Схемы комбинированного расположения скважин' при раздельном взрывании руды и породы

к минимально допустимым.

Большое значение для последующей экскавации имеют схемы многорядного короткозамедленного взрывания (рис. 30). Поряд­ ная схема с продольным врубом (рис. 30, а) обычно дает широкий развал взорванной горной массы треугольного профиля, что ослож­ няет селективную выемку. Врубо-волновые схемы с поперечным (рис. 30, б) и продольным (рис. 30, в) врубами позволяют не­ сколько уменьшить ширину развала, но при их применении высота развала взорванной горной массы достигает больших размеров, что нежелательно для селективной экскаваторной погрузки.

Порядная врубо-волновая схема, (рис. 30, г) обеспечивает хо­ рошее качество дробления, но при этой схеме происходит сильное перемешивание пород, что отрицательно влияет на последующую экскавацию. Схемы с трапецоидалыіым (рис. 30, д), клиновым (рис. 30, е.). врубами и порядная с. клиновым врубом (рис. 30, и)

77

обеспечивают хорошее качество дробления и, кроме того, их применение позволяет управлять развалом взорванной горной массы, располагая его в нужном направлении. Для размещения развала вдоль фронта горных работ применяется схема с тор­ цовым клиновым врубом (рис. 30,ж). Различные сочетания врубов позволяют расположить развал под разными углами к продольной

Рис. 30. Схемы короткозамедлемного взрывания

оси фронта горных работ, что используется для раздельной отбойки руды и породы [28, 40]. При этом создаются условия для раз­ дельной экскаваторной выемки.

Порядная схема с парносближенными скважинами (рис. 30, з) применяется при необходимости преодоления больших сопротив­

На рис. 31 показана схема буферного взрывания с оконтуривающим щелевым экранирующим врубом. Скважины щелевого экранирующего вруба располагаются по сгущенной сетке и взры­ ваются мгновенно в первую очередь. Затем взрываются скважины в основных рядах на созданный экран в указанной на схеме после­ довательности. Благодаря меньшей акустической жесткости экрана

78

дополнительного разрушения массива, оконтуренного щелевым врубом. Кроме того, при этом снижается воздействие взрывных волн в сторону буфера из ранее взорванной горной массы, что снижает величину его смещения при взрыве и. следовательно,

Т

Рис. 31. Схемы буферного взрывания с оконтуривающим врубом

уменьшает коэффициент разрыхления пород. Применение данной схемы позволяет осуществлять взрывание с минимально допусти­ мым нарушением геологической структуры массива. На некоторых рудных карьерах эта схема в последние годы получила широкое применение и позволила производить качественную выемку руды при коэффициентах разрыхления 1,05—1,1.

При наличии четких контактов между рудой и породой в не­ которых случаях представляется возможным разделить уступ на

При более сложных контактах применяется совместное взрывание подуступа на неубранную горную массу (рис. 32, б).

79