WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!

На правах рукописи

Хакулов Виктор Алексеевич

ОБОСНОВАНИЕ ПОШАГОВОЙ АДАПТАЦИИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКИ НАГОРНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ К МЕНЯЮЩИМСЯ ГОРНО-ТЕХНОЛОГИЧЕСКИМ УСЛОВИЯМ

Специальность 25.00.22 - Геотехнология (подземная, открытая и строительная)

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Новочеркасск – 2009

Работа выполнена в государственном образовательном учреждении высшего профессионального образования «Южно-Российский государственный технический университет» (Новочеркасский политехнический институт)

Научный консультант: доктор технических наук, профессор Игнатов Виктор Николаевич

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор Сарычев Владимир Иванович доктор технических наук, профессор Тимофеенко Евгений Петрович доктор технических наук, профессор Шелехов Павел Юрьевич Ведущая организация – Российский государственный геолого-разведочный университет

Защита состоится «19» июня 2009г. в 13 час. на заседании диссертационного совета Д 212.304.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ЮРГТУ.

Автореферат разослан 2009 г.

Ученый секретарь Е.А. Колесниченко Диссертационного совета

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность темы. Месторождения цветных металлов отличаются сложностью и изменчивостью, причем разведанность многих месторождений не соответствует их изменчивости по содержаниям полезных компонентов, технологии обогащения и уровню извлечения ценных компонентов в концентрат. Многие месторождения разведуются до категорий С1 и С2, поэтому на практике значительная часть предприятий сталкивается с проблемой неподтверждения запасов. Низкая достоверность данных геологоразведочных работ приводит к тому, что в эксплуатационном блоке до 50% запасов не подтверждается, в то же время в отработку вовлекаются руды попутной добычи, объем которых может составлять до 30-50% от объемов балансовых руд. В условиях, когда фактическая зона локализации технологических типов руд не совпадает с данными геологической разведки, возникают сложности с формированием качества рудных потоков на стадии горных работ и с обогащением руд на обогатительной фабрике.

Все это существенно снижает эффективность процессов горных работ и переработки руд. По этой причине теряется до 20% руд при добыче и до 30% полезных компонентов при обогащении.

Дополнительные сложности вызывает изменчивость комбинированной разработки, связанная со стесненными условиями нагорного карьера и постоянно меняющимся влиянием подземных горных работ. В условиях совместной разработки месторождений, первичное строение залежей нарушается подземными горными работами, сдвижением и обрушением пород. Район повторной добычи представляет собой зону вторичной локализации новых технологических типов руд, представленных механической смесью (в разных соотношениях) потерянных руд подземного рудника и вмещающих, обрушенных пород.

Вопросы формирования рудного потока, стабилизированного по содержаниям полезных компонентов и вредных примесей, хорошо изучены.

Широко известны фундаментальные решения. Однако следует отметить, что традиционная реализация систем формирования и стабилизации качества рудного потока основанного на селективной выемке, временной консервации забоев невостребованных технологических типов руд, организации внутрикарьерных усреднительных складов, требует значительных площадей внутри карьера. В стесненных условиях нагорных месторождений отрабатываемых комбинированным способом, эти решения эффективные для равнинных карьеров не могут быть реализованы. Нужен новый подход на основе гибких оперативно-перестраивающихся технологий добычи и формирования качества руд на стадии горных работ.

Поэтому создание научно-методических основ разработки технологий горных работ, оперативно перестраивающихся в соответствии с изменением горно-геологических и геолого-технологических условий, является весьма актуальной задачей.

Цель работы. Научное обоснование методических основ выбора и совершенствования технологических решений и принципов оптимизации технологии комбинированной разработки, технологии формирования качества руд (для меняющихся горно-геологических и геологотехнологических условий), направленных на повышение техникоэкономической эффективности разработки нагорных, рудных месторождений.

Идея диссертации состоит в пошаговой адаптации к меняющимся горногеологическим и горно-технологическим условиям комбинированной разработки нагорных месторождений цветных металлов с повышенной технологической изменчивостью и недостаточной разведанностью, когда каждый шаг адаптации отдельных процессов горных работ, формирования качества руд обеспечивается достоверной информацией текущего производства.

Основные положения, защищаемые автором:

1. Оперативную корректировку направления продвижения забоев в стесненных условиях нагорного карьера для обеспечения ритмичности добычи следует производить с помощью комплексного критерия – граничного значения показателя, учитывающего приведенную к содержанию полезного компонента мощность залежи, количество вскрышных уступов, соотношение протяженности фронтов вскрышных и добычных работ, погашение вскрыши на данном участке залежи от продвижения горных работ в соседних зонах и трудоемкость производства горных работ.

2. Внутриблоковая дифференциация параметров БВР, и пошаговая корректировка районирования пород по категориям взрываемости в массивах с резкоменяющимися структурными свойствами, выполняется на основе установленных зависимостей блочности массивов и вместимости взрывных скважин от характеристики бурового шлама.

3. В стесненных условиях нагорного карьера резкие колебания качества исходного сырья необходимо устранять путем выравнивания качества разнородных потоков рудной массы пошаговой корректировкой технологии, режимов и параметров рудосортировки на стадии открытых и подземных горных работ с последующим усреднением на основе установленных закономерностей изменчивости разделительного признака, распределения полезного компонента в сепарационных классах крупности, распределения полезных и породных кусков в потоке.

4. Пошаговую корректировку технологии формирования потоков некондиционных молибденовых руд, направляемых на внутрикарьерную рудосортировку, необходимо производить с использованием установленного критерия - граничной блочности массивов, учитывающего граничный коэффициент окисления молибденита. Причем пошаговую корректировку границ отвального продукта внутрикарьерной гравитационной сортировки некондиционных молибденовых руд в зависимости от изменения технологических свойств рудных массивов следует осуществлять с использованием разработанного критерия, учитывающего контрастность руд, среднестатистические мощность прожилков и размер породных сростков.

5. Научно обоснованные технологии повторной добычи руды из техногенных участков рудных тел, включающие направленное формирование в выработанном пространстве подземного рудника технологических типов рудной массы путем смешивания потерянных руд и закладочного материала имеющего не менее чем в 1,5 меньшую удельную прочность на одноосное сжатие, повторную добычу на лежачих боках отработанной залежи и из техногенных участков.

Технологии отличаются способами формирования нового технологического сорта, повторной добычи и рудосортировки.

Новизна положений защищаемых автором подтверждается восьмью авторскими свидетельствами.

Методы исследования В работе использован комплексный метод исследований, включающий анализ и научное обобщение теории и практики комбинированной разработки месторождений, методы теории проектирования, аналитические, графические методы расчетов, методы горно-геометрического анализа с привлечением математического аппарата и современных возможностей ПЭВМ, современных СУБД и языков программирования высокого уровня, промышленный эксперимент, технико-экономический анализ производственных процессов, а также методы математической статистики при обработке получаемых результатов.

Научная новизна работы:

1. Предложен и научно обоснован новый комплексный критерий и метод оптимизации текущего направления развития открытых горных работ.

Текущее направление развития горных работ выбирается по граничному значению вскрыши приходящейся, на единицу металла. Критерий отличается тем, что объемы вскрыши приводятся к сопоставимому виду через коэффициент, учитывающий продвижение горных работ в соседних зонах, и коэффициент, учитывающий трудоемкость вскрышных работ в стесненных условиях нагорного карьера, который определяется на основании установленной зависимости от концентрации БВР.

2. Выявлены закономерности изменения вместимости взрывных скважин в породах с резко меняющимися структурными свойствами массивов, установлены зависимости блочности массивов и вместимости взрывных скважин от характеристики бурового шлама, позволяющие оперативно уточнять параметры БВР и районирование пород по категориям взрываемости на этапе подготовки блоков под взрыв.

3. Разработана классификация структуры исходного для сепарации сырья по характеру люминесценции и содержанию полезных компонентов.

Установлены зависимости и пределы возможного регулирования параметров стабилизации качества руд от содержания в обогащенном продукте кусков с содержанием полезного компонента близким к ботовому. Созданы новый критерий выбора режима и метод рудосортировки, новизна которых заключается в пошаговом переключении с кускового режима сортировки на порционный и обратно, в зависимости от последовательности движения рудных и породных кусков в потоке и на основе полученных закономерностей изменчивости разделительного признака.

4. На основе разработанных эмпирических зависимостей предложены новый - критерий пошагового изменения направления движения потоков некондиционных молибденовых руд на внутрикарьерную сортировку (граничная блочность массивов, с учетом граничного коэффициента окисления `молибденита) и критерий определения границ обедненного класса крупности учитывающего контрастность руд, среднестатистические мощность прожилков и размер породных сростков.

5. Установлена закономерность выхода полезного компонента в не вовлекаемые в процесс рудосортировки (после повторной добычи) классы крупности, предложен критерий выбора характеристики горной массы для заполнения воронки обрушения отличающийся тем, что с целью снижения потерь полезного компонента, заполнение воронки обрушения производится породами с не менее чем в 1.5 раза меньшим пределом прочности на одноосное сжатие, по сравнению с рудой залежи.

Предложен метод определения (при повторной добыче карьером) положения вскрывающих выработок из соотношения, учитывающего угол падения рудного тела, высоту этажа подземного блока, отметку горизонта, угол формирования эллипсоида выпуска, высоту уступа при повторной разработке, положение вскрывающей выработки относительно нижней отметки выклинивания.

Обоснованность и достоверность научных положений обеспечивается необходимым и достаточным количеством экспериментальных исследований, корректным теоретическим обобщением их результатов, подтверждением результатов лабораторных экспериментов в реальных производственных условиях, высокой сходимостью научных рекомендаций, полученных по разработанным методикам с результатами промышленных экспериментов и внедрением рекомендаций в практику разработки месторождений.

Практическая значимость работы заключается в том, что с использованием предложенных научных основ технологических решений, принципов оптимизации технологии комбинированной разработки и формирования качества руд предложен комплекс эффективных технологий пошаговой оптимизации, выбора направления развития горных работ, буровзрывных работ, повторной добычи и формирования качества руд, внедренных на Тырныаузском ВМК.

Разработанный метод пошаговой корректировки параметров буровзрывных работ использовался в составе САПР БВР, на Тырныаузском, Джидинском ВМК, Жирекенском и Стойленском ГОКах.

На основе принципов пошаговой оптимизации процессов горных работ и формирования качества руд могут решаться задачи адаптации технологий горных работ к меняющимся горнотехническим условиям с целью повышения эффективности производства.

Основные результаты работы защищены 34 авторскими свидетельствами, внедрены на Тырныаузском вольфрамомолибденовом комбинате с общим экономическим эффектом более 616.7 тыс. руб.(в ценах 1988 г).

Личный вклад автора состоит в постановке задач их решении и анализе полученных результатов; в обосновании методических основ выбора и совершенствования технологических решений и принципов оптимизации технологии комбинированной разработки, технологии формирования качества руд (для меняющихся горно-геологических и геологотехнологических условий); в выявлении зависимостей формирующих рассматриваемую проблему.

Апробация диссертации.

Основные положения и результаты работы докладывались на международных, всесоюзных, республиканских и региональных конференциях:

Республиканская научно-техническая конференция «Пути совершенствования технологии горных работ на карьерах вольфрамомолибденовой и медной промышленности» (Каджаран-Ереван, 1981 г.).

Республиканская научно-техническая конференция «Совершенствование совместной разработки рудных месторождений» (Кривой Рог, 1984 г.). Всесоюзная научно-техническая конференция «Перспективы развития технологии подземной разработки рудных месторождений» (Москва, 1985 г.) Всесоюзная научно техническая конференция «Технология и техника открытых горных разработок при извлечении полезных ископаемых» (Москва, 1988 г.). Республиканская научно-техническая конференция «Совершенствование комплексной (открыто-подземной) разработки рудных месторождений» (Кривой Рог, 1990 г.). Технические советы Тырныаузского ВМК (1984-1993гг), Жирекенского ГОКа (1991-1993гг), Стойленского ГОКа (1991-1995гг), Комбинат «Ураласбест»(1991г), Международная научнопрактическая конференция ELBRUS’97«Новые информационные технологии и их региональное развитие» (Нальчик, 1997г.). Региональная научнопрактическая конференция «Информатизация общества и образования» (Нальчик – Эльбрус, 2003 г). Международная научно-практическая конференция «Моделирование, теория, методы и средства» (ЮРГТУ(НПИ) Новочеркасск 2005 г.). Всероссийская научно-практическая конференция по селям ВГИ, (Нальчик 2005 г.).

Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в научных работах, в том числе 17 работ опубликованы в изданиях, рекомендованных ВАК РФ, в отдельных разделах монографии, 16 статьях и 11 тезисах конференций, а также отражены в 34 авторских свидетельствах на изобретения СССР и 4 положительных решениях ВНИИГПЭ.

Объем и структура диссертации. Диссертация изложена на 3страницах машинописного текста, состоит из 6 глав, введения, заключения и 23 приложений. Список литературы составляет 175 источников.

Основное содержание работы

Вопросы повышения эффективности разработки месторождений полезных ископаемых в разные годы решали многие известные ученые.

Анализ показывает наличие фундаментальных исследований по всем направлениям совершенствования процессов горных работ, формирования качества и переработки руд в трудах: академиков М.И. Агошкова, Н.В.

Мельникова, В.В. Ржевского, К.Н. Трубецкого, В.А. Чантурия, член-кор. РАН Д.Р. Каплунова, В.Н. Опарина, А.А. Пешкова, чл.-кор.НАН КР Г.В. Секисова, докторов наук А.И. Арсентьева, Ю.П. Астафьева, Е.Г. Баранова, П.П. Бастана, В.В. Бокия, Ю.А. Боровкова, О.С. Брюховецкого, Ж.В. Бунина, С.О. Версилова, С.Д. Викторова, В.И. Голика, Ф.Г. Грачева, П.Э. Зуркова, В.Н. Игнатова, С.А. Ильина, Г.Ф.Кагана, Н.Н. Казакова, В.Н. Калмыкова, Ю.Г. Карасева, И.А.Ковалева, В.С. Коваленко, В.И. Комащенко, О.В. Кононова, О.Б. Кортелева, Е.А. Котенко, В.В. Куликова, Н.Н. Кузнецова, В.Х. Кумыкова, Б.Н. Кутузова, Г.Г. Ломоносова, В.Н. Мосинеца, В.И. Папичева, Ю.И. Разоренова, В.И.Сарычева, А.Г. Секисова, С.В.Терещенко, Е.П. Тимофеенко, В.С. Хохрякова, В.Н., Щелканова, П.Ю. Шелехова, В.А. Шестакова, Н.Н.Чаплыгина, Б.П. Юматова, кандидатов наук Б.Х. Блаева, Г.И. Даниленко, В.И. Енютина, В.В. Новикова, Н.Н. Петрова, Ю.В. Плеханова и др. С другой стороны, недостаточная разведанность месторождений, структурная и геолого-технологическая изменчивость отрабатываемых рудных залежей, проблемы совместной отработки, недостаток достоверной, своевременной информации мешает повсеместно на практике в чистом виде применять классические решения. На фоне наметившейся тенденции ухудшения горно-геологических и горнотехнологических условий разработки месторождений явно недостаточно исследований, посвященных повышению эффективности разработки сложноструктурных месторождений с недостаточной степенью разведанности.

Следует отметить известные научные работы в этом направлении Г.В. Секисова, П.П. Бастана, В.А. Шестакова, В.Х. Кумыкова и др.

Месторождения цветных металлов отличаются сложностью и изменчивостью, причем разведанность значительной части месторождений не соответствует их изменчивости по содержаниям полезных компонентов и уровню извлечения ценных компонентов в концентрат. Значительная часть предприятий сталкивается с проблемой неподтверждения запасов. Низкая достоверность данных геолого-разведочных работ приводит к тому, что на эксплуатационном блоке до 50% запасов не подтверждается, в то же время в добычу вовлекаются руды попутной добычи, объем, которых может составлять до 30-50% от объемов балансовых руд. Дополнительные сложности вызывает изменчивость комбинированной разработки, связанная со стесненными условиями нагорного карьера и постоянно меняющимся влиянием подземных горных работ.

Технологическая классификация изменчивости руд и условий разработки Характеризуя неблагоприятные факторы комбинированной разработки нагорных месторождений цветных металлов, следует выделить сложные геологические, горнотехнические условия разработки. Низкий уровень содержания полезных компонентов, наличие ряда вредных примесей.

Сложный вещественный состав, широкий разброс физико-механических и структурных свойств, обогатимости природных и технологических типов и сортов руд, изменчивость этих свойств руд в пространстве.

Особенности нагорных месторождений усиливают влияние факторов технологической изменчивости руд и условий разработки. Разработанная технологическая классификация изменчивости учитывает значительный удельный вес скальных массивов в структуре отрабатываемых пород на большинстве месторождений цветных металлов и определяющую роль буровзрывных работ в обеспечении бесперебойной работы погрузочнотранспортного комплекса. Поэтому с рассматриваемых позиций, в процессе технологической классификации, следует, прежде всего, выделить:

1. Изменчивость влияния подземных горных работ на технологию открытой разработки, проявляющуюся через сдвижение массивов горных пород и обрушение технологических скважин взрывного бурения.

2. Изменчивость факторов стесненных условий нагорного месторождения и вскрытия, влияющих на концентрацию буровзрывных работ.

3. Изменчивость технологических типов кондиционных руд:

• изменчивость по содержанию полезных компонентов;

• изменчивость по содержанию вредных примесей;

• изменчивость по прочностным свойствам;

• изменчивость гранулометрического состава.

4. Изменчивость технологических типов некондиционных руд:

• изменчивость показателя контрастности разделительного признака;

• изменчивость показателя неравномерности распределения полезного компонента по классам крупности;

• изменчивость по прочностным свойствам;

• изменчивость гранулометрического состава.

Анализ проблем вскрытия и планирования горных работ, связанных с низкой достоверностью данных детальной разведки Вопросы оптимизации развития горных работ теоретически хорошо проработаны и освещены в трудах ведущих российских ученых. Например, по А.И. Арсеньтьеву существует несколько методик, которые определяют направления развития и границы открытых разработок на основе выбора оптимального соотношения объемов вскрышных пород и руды с учетом содержания полезных компонентов и качества конечного продукта. Эти методики могут быть успешно использованы при перспективном планировании горных работ на длительный период. Однако учитывая несоответствие разведанности ряда месторождений их геологотехнологической изменчивости, для планирования добычи на среднесрочную и краткосрочную перспективу требуется специальный подход.

Несмотря на то, что проблема выбора направления и развития горных работ хорошо изучена, ее решение многовариантно и основано на широком спектре экономических параметров и показателей, которые учитываются с разной степенью периодичности и не могут быть использованы в повседневной текущей оптимизации производства. В условиях, когда фактическая зона локализации руд не совпадает с данными геологической разведки, возникает необходимость регулярного внесения изменений в результаты перспективного и среднесрочного планирования горных работ. В условиях Мукуланского карьера Тырныаузского ВМК автором была разработана методика оптимизации планирования развития горных работ, которая особенно эффективна при внесении корректировок в среднесрочное и краткосрочное планирование. Эта методика использует анализ изменения по простиранию залежи показателя Z.

nk1k2kZ =, (1) mc где n- количество вскрышных уступов на данном участке залежи, шт.;

К1- коэффициент, учитывающий соотношение протяженности фронтов вскрышных и добычных работ на участке;

K1=Lb/Lg, где Lb- и Lg - соответственно протяженность фронта вскрышных и добычных работ на данном участке;

С - содержание ценных компонентов в руде на данном участке залежи %;

m - мощность залежи, м;

K2 - коэффициент, учитывающий погашение вскрыши на данном участке залежи от продвижения горных работ в соседних зонах;

K2=1-Vn/V, где Vn, - объемы вскрыши, погашенные на данном участке залежи при вскрытии руды смежных участков залежи, м3;

V - объемы производства вскрышных работ, необходимые для вскрытия руды на данном участке, м3.

k3 – коэффициент приведения трудоемкости вскрышных работ. Через данный коэффициент обеспечивается правомерность сравнения объемов вскрыши разных, по трудоемкости (в силу стесненных условий разработки или влияния подземных горных работ). Коэффициент k3 для нормальных условий принимается равным 1. В зависимости от влияния факторов условий разработки значение коэффициента k3 может увеличиваться до 4.5. Как установлено настоящими исследованиями, наблюдается корреляция значения коэффициента k3 с объемами массовых взрывов. Т.е. наблюдается устойчивая связь со степенью распыленности БВР. Значение коэффициента k3 для одной и той же зоны со временем может меняться.

Граничное значение показателя Z определяется с учетом дисконтированного дохода, полученного за период отработки месторождения, и зависит от запланированных показателей извлечения запасов из недр для отдельных участков месторождения. Для "Слепой залежи" выше горизонта 2300 м Zг=1.2Zср, где Zср- среднее значение показателя Zг;

По мере разработки месторождения Zг пересматривается. Для условий разработки "Слепой залежи" Тырныаузского месторождения Z г =3.15.

В случае наличия в отрабатываемых контурах нескольких рудных тел определяется mi ci, где mi и ci - соответственно мощность залежи и содержание ценного компонента по i-тым рудным телам. Аналогично решается вопрос при разработке многокомпонентных руд.

Концентрация буровзрывных работ создает необходимые предпосылки для совершенствования (упрощения) планирования горных работ и буровзрывных работ в частности. Корректировку направления развития горных работ следует производить путем анализа изменения по простиранию залежи показателя Z. При этом производятся изменение направления продвижения горных работ с поперечного на продольное и временная консервация неперспективных (на текущий период времени) участков борта карьера.

При разработке сложно-структурных месторождений, отличающихся повышенной геологической изменчивостью, наличие значительного количества сортов кондиционных и широкого спектра некондиционных руд является существенным сдерживающим фактором развития горных работ в стесненных условиях нагорного карьера, когда нет возможности консервации рудных забоев с временно неиспользуемыми сортами руд в шихте переработки и свободных площадей для организации усреднительных складов и складов “бедных” руд.

Как установлено настоящими исследованиями, технология селективной выемки и стабилизации качества сложно-структурных залежей определяет интенсивность развития горных работ. В соответствии с этим представляется весьма важным выбор направления и порядка отработки сложноструктурного участка залежи. Для рудных залежей Тырныаузского месторождения характерно изменение содержания полезных компонентов от лежачего бока к висячему, причем удельный вес некондиционных руд значительно выше кондиционных. В данном случае поперечное направление отработки представляется менее эффективным. Валовая выемка отличается резкими колебаниями качества добываемой руды и снижением показателей процесса обогащения, что вообще не приемлемо. Селективная выемка при поперечном направлении развития горных работ ведет к снижению интенсивности работ. Настоящими исследованиями установлено, что производительность добычных работ при поперечной отработке сложно- структурной залежи снижается в 2.2 –2.4 раза. Это связано, прежде всего, с необходимостью формирования промежуточных усреднительных складов.

Таким образом, при выборе направления отработки рудных залежей предпочтение должно отдаваться продольным заходкам, ширина и положение которых выбираются с учетом изменения технологической сортности руды и обеспечивают цикличную отработку однородных участков залежи.

Поперечное продвижение фронта горных работ начинают в местах с минимальным значением показателя Z. После вскрытия очередного рудного горизонта меняют направление горных работ с поперечного на продольное.

При продольном развитии фронта горных работ наряду с отработкой вскрытых запасов производится вскрытие очередных горизонтов рудной залежи. В зонах со значениями показателя Z превышающими граничный уровень рудная залежь временно консервируется. Горные работы по вскрытию и отработке руд могут производиться в смежных зонах. По мере вскрытия и отработки очередных рудных горизонтов в смежных зонах погашается часть объемов вскрыши законсервированной зоны, и показатель Z уменьшается (при этом в смежных зонах может производиться неоднократная цикличная смена направления горных работ с поперечного на продольное).

В результате сформулировано первое защищаемое положение:

Оперативную корректировку направления продвижения забоев в стесненных условиях нагорного карьера для обеспечения ритмичности добычи следует производить с помощью комплексного критерия – граничного значения показателя, учитывающего приведенную к содержанию полезного компонента мощность залежи, количество вскрышных уступов, соотношение протяженности фронтов вскрышных и добычных работ, погашение вскрыши на данном участке залежи от продвижения горных работ в соседних зонах и трудоемкость производства горных работ.

По мере углубления горных работ блочность и прочностные свойства пород возрастают, возрастает и роль буровзрывных работ при формировании качества руд. Буровзрывной комплекс играет особую роль в адаптации горного производства к меняющимся горно-геологическим и горнотехническим условиям.

Особая роль буровзрывного комплекса заключается в информационном обеспечении пошаговой адаптации технологии разработки к меняющимся горно-геологическим и горнотехническим условиям.

Совершенствование технологии буровзрывных работ В стесненных условиях нагорного карьера, когда его размеры в плане меньше высоты борта карьера, трудно обеспечить высокие скорости продвижения (опускания) горных работ. Для обеспечения производительной работы погрузочно-транспортного оборудования карьера необходимо иметь стабильные объемы отбитой горной массы. В условиях дефицита рабочих площадей резко возрастает удельный вес простоев оборудования, связанных с перегонами и проведением взрывных работ. Активная площадь карьера постоянно меняется и зависит от следующих исследуемых факторов:

• угла наклона борта карьера;

• угла наклона уступов;

• площади опасных зон в карьере;

• технологии БВР, добычи и формирования качества руд.

В свою очередь угол наклона борта карьера зависит от физикомеханических и структурных свойств пород и конструкции борта карьера.

Как показала практика работы на «Мукуланском» карьере, крутой угол наклона борта карьера может и не обеспечить появления значительных рабочих площадей. При изменчивости структурных и прочностных свойств массивов горных пород сложно своевременно и правомерно производить корректировку параметров БВР. Обычно в таких условиях наблюдается завышение удельного расхода ВВ, что приводит к выполаживанию угла откоса уступа и нарушению естественной блочности массива. В результате средний угол откоса уступов в рабочей зоне карьера может быть менее градусов против 60 градусов по проекту. На рабочих площадках с углом откоса уступа 45 градусов теряется около 22% площадей. В масштабах Мукуланского карьера под откосами уступов терялось до 130 м рабочей площади по ширине. Это временно потерянные 2 тысячи м3 пород на погонный метр фронта работ. Кроме того, нарушение естественной блочности массива пород слагающих борт карьера, снижает его устойчивость и не позволяет выдерживать его проектные параметры. Это дополнительные потери рабочих площадей карьера и снижение производительности карьера по горной массе. Таким образом, параметры элементов, представляющих конструкцию борта карьера и эффективность использования активных площадей карьера, в значительной степени зависят от технологии буровзрывных работ.

Изменчивость массивов горных пород по структурным и прочностным свойствам и отсутствие своевременной и достоверной информации усложняет эффективное проектирование массовых взрывов. Неоправданное увеличение расхода бурения увеличивает время подготовки блоков под взрыв, как следствие - отбойка блока частями и распыление буровзрывных работ. Кроме того, перерасход бурения и взрывчатых веществ ведет к нарушению массива пород за пределами контуров отбойки, потерям скважин, увеличению времени подготовки блоков под взрыв и, в конечном счете, распылению буровзрывных работ. Распыленность буровзрывных работ в стесненных условиях нагорного карьера не позволяет создать достаточных запасов отбитой горной массы для обеспечения бесперебойной работы горного оборудования.

Применительно к нагорному карьеру имеет место жесткая зависимость трудоемкости горных работ от объемов массовых взрывов (см. рис. 1).

Поэтому задача интенсификации открытой разработки нагорного карьера не может решаться в отрыве от совершенствования технологии взрывной отбойки.

Совершенствование буровзрывных работ в условиях нагорного карьера должно идти в направлении концентрации буровзрывных работ и повышения скорости подготовки блоков к взрыву. Задача повышения концентрации буровзрывных работ решается в основном путем совершенствования методов оперативного планирования горных работ и совершенствования технологии БВР. Упрощенный подход при оценке характеристики массивов пород блока не позволяет получить реальные данные о вместимости взрывных скважин. Как показали исследования автора, в трещиноватых породах из-за большей вместимости скважин колонка заряда смещается в нижнюю часть скважины на 15- 20%. Таким образом, в трещиноватой части массива, из-за повышенной вместимости скважин, заряд сосредоточивается в перебуре. Такое распределение заряда по высоте приводит к нарушению подошвы нижележащего уступа и к дополнительным потерям скважин. Изменчивость структурных и прочностных свойств массивов горных пород в пределах взрывного блока требует пошаговой адаптации технологии буровзрывных работ к меняющимся условиям. Эта задача решается внутриблоковой дифференциацией параметров буровзрывных работ и корректировкой районирования пород по взрываемости на основе постоянного анализа результатов промышленных взрывов (А.С. 1351249, СССР).

Бурение взрывных скважин на участках с повышенной изменчивостью структуры массивов горных пород осуществляется в два этапа:

- на первом этапе бурят скважины по разряженной сетке (с учетом наиболее трещиноватой части блока и с учетом повышенной вместимости скважинных зарядов), в процессе которого по исходу и крупности бурового шлама (с помощью установленных зависимостей) определяется вместимость скважин и местонахождение труднодробимых монолитных участков.

- на втором этапе по центру, относительно каждых четырех ранее пробуренных в монолитных участках, бурятся дополнительные 1-2 взрывные скважины.

После оконтуривания труднодробимых включений по участкам их локализации уточняется категория трещиноватости, (трещиноватость может определяться по вместимости взрывных скважин), а также уточняется удельный расход ВВ.

Для разрушения труднодробимых участков, под требуемый удельный расход ВВ, с учетом отличающейся вместимости скважин, используя выражение (2), осуществляют расчет дополнительного бурения по труднодробимым участкам.

(qвв -qр)Vт Lбд =, м, (2) Pkи где qвв – удельный расход ВВ требуемый для дробления крупноблочной части блока кг/м3;

qр - удельный расход ВВ по данным районирования для трещиноватой части блока, кг/м3;

Vm - объем труднодробимой части блока, м3 ;

Kи - коэффициент использования длины скважины, д.ед.;

P - вместимость скважин на крупноблочной части блока определяется из установленного автором выражения (3) Vшл P = (k1 + k2 ),кг / м, (3) Cх где k1 и k2 – показатели пропорциональности, кг/м ;

Vшл – выход шлама из скважины пробуренной в труднодробимых участках, %;

Cх - содержание наиболее характерных классов крупности буровой мелочи, %.

Размер характерного класса крупности зависит от типа пород. Для пород Тырныаузского месторождения значение размера характерного класса составляет 5-10мм. Данный размер представляет нижнюю границу крупных фракций шлама, выход которых характеризует блочность массива.

Отношение выхода шлама к содержанию характерного класса(более 5-10мм) связано с вместимостью скважин. Значение коэффициентов k1 и k2 зависит от отношения Vшл/Cx. При Vшл/Cx>1 k1=51.83 k2=-0.83. При Vшл/Cx<=1 k1=66.k2=-15.6.

В результате сформулировано второе защищаемое положение:

Внутриблоковая дифференциация параметров БВР, и пошаговая корректировка районирования пород по категориям взрываемости в массивах с резкоменяющимися структурными свойствами, выполняется на основе установленных зависимостей блочности массивов и вместимости взрывных скважин от характеристики бурового шлама.

При исследовании формирования потока руды по крупности, для условий последующих процессов рудоподготовки и обогатительного передела, особый интерес представляет содержание в отбитой рудной массе фракции размером -20 мм. Как установлено настоящими исследованиями, эти классы крупности являются переизмельченными для условий рудоподготовки на обогатительной фабрике. Значительная часть переизмельченных фракций до-17% образуется при взрывной отбойке. Образование при взрывной отбойке фракции размером -20 мм, прежде всего, связано с зоной бризантного действия взрыва, которая находится в непосредственной близости от скважинных зарядов.

В условиях Тырныаузского месторождения рудные массивы повышенной трещиноватости до взрывной отбойки содержат до 22% переизмельченных для условий существующей технологии переработки классов крупности. При взрывной отбойке даже с минимальным удельным расходом ВВ выход переизмельченных классов крупности возрастает до 26%.

Учитывая, что выход горной массы с 1 п.м. скважины KиP V = qвв, м3 м, (4) м где Kи - коэффициент использования длины скважины Ки =Lз/Lск;

lз и lскв - длина заряда и глубина скважин, м;

Р - вместимость I п.м скважины, кг;

qвв - удельный расход ВВ кг/м3.

Выход переизмельченных классов крупности при взрывной отбойке определяем из выражения r2qвв 1 доли ед.

V-20 = + (1- C-20) (5) C-20 , KиP где C-20 - содержание отдельностей размером –20 мм в массиве, доли ед.;

r - радиус бризантного действия взрыва вокруг скважин, в пределах которого размер фракций после взрывной отбойки не превышает 20 мм.

Радиус бризантного действия взрыва определяем из выражения r =1-0.81lм,м (6) Выражение (6) имеет смысл при lм=0.150.85 м.

Кондиционных руд, представленных крупноблочными массивами, отличающихся неудовлетворительным взрывным дроблением на месторождении, не более 13,4%. Поэтому их наличие не может оказывать существенного влияния на эффективность горных процессов в целом.

Результаты, полученные по сериям опытных взрывов, расходятся с расчетными не более чем на 14,6%.

Средние извлечения в концентрат, в зависимости от выхода шламов, по каждому из металлов определяются из следующих формул ( - ) schl x schl доли ед. (7) = -, MO x 11 1schl = 1 - schl ( - ) доли ед. (8) x, x WO 1 schl и 1schl - извлечение MO и WОз из труднофлотируемых классов где крупности в концентрат, доли ед.;

x x и - извлечение MO и WОз из хорошо флотируемых классов крупности в концентрат, доли ед;

schl - выход шламов, доли ед.

После подстановки выражения (4) формулы для расчета среднего извлечения МО и WOз примут вид Pir2 qвв (1x -1schl ) доли ед. (9) WO =1 -[c-20+(1-C-20) ], x KиP 1Pir2qвв ( x - schl ) доли ед. (10) MO = -[c-20+(1-C-20) ], x KиP 1С учетом полученных извлечений полезных компонентов в концентрат извлекаемая ценность определяется из выражения T m Ciob Цk T1 m1 Ci1kob fk ob1Ц kЦ = ( ) + ( ), П kn kv (11) Ck Ckj=1 i=1 j=1 i1=где T и T1 - соответственно количество типов балансовых и забалансовых руд вовлекаемых в отработку;

m – количество полезных компонентов;

kn kv –соответственно коэффициент извлечения j-того типа руды из недр и коэффициент вовлечения j1-того типа забалансовой руды в переработку, д.ед.;

ob и ob1 – соответственно извлечение i-того (i1-того) полезного компонента при обогащении j-того (j1-того) типа балансовой (забалансовой) руды ;

Ci Ci1 - соответственно содержание i-того (i1-того) полезного компонента в j-том (j1-том) типе балансовой (забалансовой) руды;

kob – коэффициент обогащения j1-того типа забалансовой руды в процессе рудосортировки на стадии горных работ;

fk – извлечение i-того полезного компонента при рудосортировке;

Цk и Цk1 - соответственно средние стоимости i-того концентрата при обогащении j-тых типов балансовой и забалансовой руды;

Ck и Ck1 - соответственно средние содержания в концентратах i-того полезного компонента при обогащении j-того типа балансовой руды и i1того компонента при обогащении j1-того типа забалансовой руды.

Использование известных решений в сочетании с новыми, в процессе проведения буровзрывных работ, позволяет решать следующие задачи:

- Уточнение контуров технологических типов кондиционных и некондиционных руд;

- Уточнение районирования массивов руд и пород по трещиноватости и категориям взрываемости;

- Селективную отбойку руд с сохранением структуры рудных массивов;

- Удовлетворение требований технологии формирования качества руд на стадии горных работ и переработки к гранулометрической характеристике отбитой рудной массы.

В условиях, когда фактическая зона локализации руд не совпадает с данными геологической разведки, возрастает роль опробования скважин технологического бурения.

Уточнение контуров технологических типов кондиционных и некондиционных руд, а также уточнение районирования массивов по трещиноватости и взрываемости осуществляется в составе САПР буровзрывных работ (подсистема районирования массивов пород и руд).

Данная подсистема является важнейшей и решает задачу информационного обеспечения режима адаптации технологии БВР к меняющимся структурным и прочностным свойствам массивов горных пород (см. рис. 2).

Формирование качества руд по вещественному составу и крупности Неотъемлемой частью процесса стабилизации качества руд для условий обогатительных переделов является селективная выемка и усреднение. Основные вопросы селективной выемки и усреднения руд черных, цветных и редких металлов освещены в работах Г.В. Секисова, П.П. Бастана, В.Н. Зарайского и др.

Особый интерес представляют теоретические работы Г.Г. Ломоносова, посвященные формированию качества руды на стадиях открытых горных работ.

Технологическая изменчивость руд в сочетании с недостаточной их разведанностью, а также стесненные условия нагорного карьера и динамика влияния подземных горных работ не позволяют в чистом виде использовать классические решения, в которых основной упор делается на стабилизацию вещественного состава путем создания усреднительных складов большой емкости.

Необходимо отметить, что наличие значительного количества некондиционных руд является существенным сдерживающим фактором развития горных работ в стесненных условиях нагорного карьера, когда нет свободных площадей для организации складов бедных руд. Выходом из этой ситуации представляется рудосортировка на стадии горных работ.

Весьма важным для дальнейшего развития технологии формирования качества руд на открытых горных работах Тырныаузского вольфрамомолибденового комбината было обоснование принципиальной возможности кусковой рентгенолюминесцентной сепарации шеелитсодержащих руд (Механобр, Новиков В.В.). В 1988 г. на руднике открытых работ была создана экспериментальная установка рентгенолюминесцентной сепарации, оснащенная сепараторами СРЛ-50 конструкции Механобра. Несмотря на то, что оборудование установки оказалось неприспособленным для промышленной эксплуатации в условиях высокогорного карьера, в ходе экспериментальных работ удалось подтвердить принципиальную возможность кусковой рентгенолюминесцентной сепарации шеелитсодержащих руд.

С целью более глубокого изучения технологических типов руд и возможного сырья для рудосортировки, в ЦНИЛ Тырныаузского вольфрамомолибденового комбината, был создан полигон рентгенолюминесцентной сепарации. На полигоне отрабатывались технологические режимы сепарации, создавались новые алгоритмы обработки сигналов люминесценции, апробировались новые идеи, оборудование и направления совершенствования технологии рентгенолюминесцентной сепарации.

Тырныаузский комбинат в 1989 г. совместно с Институтами СКФ ВНИКИ ЦМА, Механобр и ЦНИЛа Восточного ГОКа осуществил реконструкцию экспериментальной рентгенолюминесцентной установки. На карьере «Мукуланский» в 1991-1993гг. созданы две очереди полупромышленной установки производительностью 500 тыс. тонн в год по исходной массе.

Технологические исследования проводились на различных типах руд и показали хорошие результаты. В процессе опытной эксплуатации установки совершенствовалось оборудование и технология рудосортировки в условиях карьера, разработан, при непосредственном участии автора, ряд технических решений, защищенных авторскими свидетельствами СССР (А.С. №1729036, А.С. №1688492, А.С. №1801581, А.С. №265114, А.С. №286487), которые позволяют оперативно перестраивать режимы сепарации. Как показали многочисленные лабораторные и полупромышленные эксперименты, шеелитсодержащие руды эффективно сортируются методом рентгенолюминесцентной сепарации. Результаты исследований рентгенолюминесцентной сепарации руд Тырныаузского месторождения представлены в таб.1.

Таблица Результаты технологических исследований эффективности рентгенолюминесцентной сепарации по основным типам руд Тип руды (продукт Выход,% Содержание,% Извлечение,% Коэффиц.

сепарации) Обогащения WO3 MO WO3 MO WO3 MO Амфибол. Роговики Исходная 100 0.070 0.0Рудный 20.8 0.266 0.006 79.1 - 3.8 - Хвосты 79.2 0.018 0.0СМЦ Исходная 100 0.035 0.0Рудный 21 0.116 0.116 70 59 3.3 2.Хвосты 79 0.14 0.0Руда повторной добычи Исходная 100 0.074 0.0Рудный 33.4 0.180 0.041 81.2 57.1 2.4 1.Хвосты 66.6 0.021 0.0Традиционные технологии формирования качества руд включают в себя селективную выемку и усреднение технологических типов на усреднительных складах. Качество усреднения и стабильность технологических характеристик рудного потока во многом зависит от емкости усреднительных складов.

Стесненные условия нагорного карьера не позволяют иметь на борту карьера усреднительные склады или склады бедных руд. Однако вовлечение в добычу одновременно целого ряда типов технологических руд требует решения проблемы стабилизации качества рудного потока поступающего на обогатительную фабрику. Наличие глубоких карьерных рудоспусков и бункеров обогатительной фабрики ( емкостью около 35 тыс.тон) не решают проблемы усреднения. Как показали проведенные автором исследования, при использовании высокопроизводительного самоходного оборудования и большегрузного автотранспорта капитальные рудоспуски незначительно усредняют руду ( степень стабилизации от 1.0 до 1.25). Главной проблемой является наличие значительных амплитудных колебаний качества рудной массы в рудоспусках. Так по данным опробования в транспортных емкостях (автосамосвалы грузоподъемностью 120-150т), колебания содержания WO3 в отдельных рудоспусках дают усредненную картину (коэффициент вариации 32 ~ 87%). Если проследить частотные изменения на уровне более мелких порций 3-6 т., коэффициент вариации увеличивается до 160%. Поэтому в настоящей работе предлагается карьерные и рудничные рудоспуски использовать как элемент системы осуществляющий накопительно стабилизирующие и распределительные функции при работе с предварительно стабилизированным по качеству сырьем.

Задачу стабилизации качества руд предлагается решать по четырем параметрам:

• содержанию WO3 ;

• содержанию МOобщ;

• содержанию CaCO3 ;

• содержанию переизмельченных классов крупности.

При отработке рудных тел предлагается раздельная выемка однородных участков и участков повышенной изменчивости качества руд. Однородные участки между собой могут существенно отличаться уровнем содержания полезных компонентов и вредных примесей. Поэтому предлагается на стадии оперативного планирования связывать с отработкой однородного участка временной период стабилизации со своими параметрами качественных характеристик рудной массы подаваемой в рудоспуск. Для этого временной интервал между массовыми взрывами по основному рудному телу разбивается на 2-3 периода стабилизации. Делается оперативный расчет параметров и шихты для каждого периода стабилизации.

Учитывая характер изменения содержания полезных компонентов вкрест простирания залежи, вскрытие однородных участков осуществляется поперечными, отработка продольными заходками. Таким образом, за период стабилизации продольной заходкой производится выемка однородного участка залежи по простиранию рудного тела. Одновременно производится добыча руд с участков повышенной изменчивости. При этом в отработку попадают и забалансовые руды, количество которых в несколько раз превышает балансовые запасы.

Разработан новый метод многопоточной стабилизации качества путем планирования периода стабилизации состава шихты и показателей рудосортировки обеспечивающих выравнивание по качеству разнородных потоков горной массы перед усреднением.

Выравнивание по качеству разнородных потоков горной массы решается пошаговым изменением режима кусковой сортировки, включающее кардинальную перестройку режима при изменении технологического типа руды (алгоритм обработки сигналов люминесценции, параметры рентгеновского излучения, чувствительность фотоприемников). Внутри технологического типа пошаговое изменение порога сигнала люминесценции используют для регулирования (в пределах управляемого интервала) качества обогащенного продукта. При выборе порога сигнала люминесценции используется понятие «управляемый интервал сигнала люминесценции».

Разработана классификация структуры исходного для сепарации сырья по характеру люминесценции и содержанию полезного компонентов, которая приведена в таблице 2.

Таблица Классификация структуры исходного для сепарации сырья по характеру люминесценции и содержанию полезного компонента.

Группа Характеристика Содержание Выход Алгоритм обработки кусков люминесценции кусков WO3,% кусков сигналов люминесценции группы, % 1 Слабая люминесценция 0.008-0.023 73-84 Отсечение в хвосты при отдельных зерен сигнале ниже порогового уровня от двух фотоприемников 2 Интенсивная 0.032-0.063 2-13 Отсечение в хвосты при люминесценция гнезд сигнале ниже порогового полезного компонента на уровня от одного одной из сторон куска. фотоприемника 3 Равномерная слабая 0.065-0.198 1-4 Отсечение в концентратный люминесценция по всей желоб при сигнале выше поверхности кусков порогового уровня от двух фотоприемников 4 Равномерная 0.187-0.534 0.5-3 Отсечение в концентратный интенсивная желоб при сигнале выше люминесценция по всей порогового уровня от двух поверхности кусков фотоприемников Наибольший удельный вес занимает группа 2 с содержанием полезного компонента близким к бортовому. В границах управляемого интервала сигнала люминесценции обеспечивается регулирование попадания в обогащенный продукт кусков второй группы. При экспериментальном обосновании для каждого типа руд величины управляемого интервала оптимизировались:

• структура алгоритма обработки сигналов люминесценции;

• значения параметров рентгеновского излучения;

• чувствительность фотоприемников.

В границах управляемого интервала сигнала люминесценции обеспечивается регулирование попадания в обогащенный продукт кусков с содержанием полезного компонента близким к бортовому.

Экспериментальными исследованиями для каждого типа руд установлены величины управляемого интервала и оптимальные значения алгоритма обработки сигналов люминесценции, параметров рентгеновского излучения, чувствительности фотоприемников, которые обеспечивают максимальные значения люминесцентной контрастности исходного сырья и управляемого интервала сигнала люминесценции. Таким образом, в пределах управляемого интервала порога сигнала люминесценции, регулируя выход в обогащенный продукт кусков с содержанием WO3 близким к бортовому осуществляется обеспечение режима стабилизации качества обогащенного продукта в заданных пределах.

Установлены закономерности распределения породных и рудных кусков в потоке для различных технологических типов руд. На основании исследования дисперсности распределения полезных и породных кусков в руде разработана новая технология рудосортировки. Технология включает определение порогового значения содержания полезного компонента в руде, измерение текущего значения содержания полезного компонента в руде и разделение руды по полученным данным, отличающаяся тем, что с целью повышения эффективности и скорости рудосортировки перед разделением дополнительно устанавливают величину степени дисперсности полезных кусков в руде. Определяют текущее значение степени дисперсности следования полезных кусков в потоке и устанавливают режим порционной сортировки при текущем значении степени дисперсности следования полезных кусков ниже пороговой величины, а режим покусковой рудосортировки при текущем значении дисперсности выше пороговой величины (А.С. №286487, СССР).

В условиях добычи крайне неоднородных по качеству руд, реализация в одном устройстве способов покусковой и порционной сортировки позволяет максимально использовать их преимущества.

Степень дисперсности следования полезных кусков в потоке зависит от типа руды, крупности кусков и содержания полезного компонента в руде.

Поэтому очень важным является обоснование кондиций на кусковую и порционную сортировку. Так, для условий добычи и переработки вольфрамсодержащих руд Тырныаузского ВМК целесообразны следующие кондиции на покусковую сепарацию: нижний предел содержания WO0,035%; верхний предел 0.080%. Более богатая по содержанию WO3 (более 0,080 %) часть руды и более бедная (содержание WO3 ниже 0,035%) должна отсортировываться порционно.

В результате сформулировано третье защищаемое положение:

В стесненных условиях нагорного карьера резкие колебания качества исходного сырья необходимо устранять путем выравнивания качества разнородных потоков рудной массы пошаговой корректировкой технологии, режимов и параметров рудосортировки на стадии открытых и подземных горных работ с последующим усреднением на основе установленных закономерностей изменчивости разделительного признака, распределения полезного компонента в сепарационных классах крупности, распределения полезных и породных кусков в потоке.

Наиболее значительными по объему являются потоки сырья для рудосортировки в основном это некондиционные руды. В структуре некондиционных руд до 60% занимают молибденсодержащие биотитовые роговики и гранитоиды. Поэтому в настоящей работе формированию потоков молибденсодержащих руд для последующей рудосортировки (в условиях горных работ) уделено значительное внимание. Молибденовое оруденение носит прожилковый характер. В пределах карьерного поля выделяются зоны с непромышленным (некондиционным) молибденовым оруденением.

Переработка этих руд без предварительной сортировки не целесообразна.

Как установлено настоящими исследованиями, степень окисления молибдена в биотитовых роговиках зависит от блочности массивов.

Молибден может находиться либо в сульфидной форме – молибденит (MoS2), либо окисленной форме – повелит (CaMoO4).

Как видно из табл. 3, к крупноблочным массивам приурочены некондиционные руды с молибденитом, а к мелкоблочным в большей мере в виде повелита. В сильнотрещиноватых, нарушенных массивах преобладают окисленные формы молибдена – повелит, которые образуются при окислении молибденита под влиянием водно-воздушной среды в процессе интенсивной циркуляции растворов по сети трещин.

Молибденит, преобладающий в крупноблочных биотитовых роговиках и гранитоидах, как известно, не люминесцирует в рентгеновских лучах и поэтому сепарации рентгенолюминесцентным методом не подлежит. Но этот тип руд отличается повышенными прочностными свойствами (коэффициент крепости по М.М. Протодьяконову - 1215). Твердость молибденита по Моосу 2, что гораздо меньше твердости основных вмещающих пород.

Поэтому менее твердый и более хрупкий молибденит при разрушении руд концентрируется в мелких классах.

Таблица Соотношение минеральных форм молибдена некондиционных молибденсодержащих руд в биотитовых роговиках различной блочности № Минеральная форма Параметры блочности и соответствующее им соотношение № молибдена двух минеральных форм молибдена, % п 0.1 м 0.1-0.3м 0.3-1.5м 1.5-3.0м п 1 Сульфидный молибден 59 68 74 2 Окисленный молибден 41 32 26 3 Степень окисленности руд 0.41 0.32 0.26 0.Гравитационная предконцентрация для некондиционных молибденсодержащих руд, как это видно из табл.4, весьма эффективна. В то же время трещиноватые биотитовые роговики со степенью блочности менее 0.1м. имеют крепость, по М.М. Протодьяконову, 6-8. Наличие слабых вмещающих пород приводит к тому, что при дроблении в мелких классах наряду с ценным компонентом скапливаются также обломки вмещающих пород, что является причиной обеднения мелких классов и ведет к потере эффективности гравитационной предконцентрации.

С целью повышения эффективности рудосортировки, в процессе районирования карьерного поля по трещиноватости, в некондиционных рудных залежах выделяют крупноблочные и мелкоблочные участки. При этом граничное значение блочности определяют из следующей эмпирической зависимости (12).

г Kок -kLгр =, м, (12) k где Kг - граничный коэффициент окисления усл. ед.;

ок k 1 и k2 - коэффициенты пропорциональности, k1 =0.429, k2 =-0.13.

Таблица Сравнительные данные гравитационной сортировки и рентгенолюминесцентной сепарации (РЛС) молибденсодержащих руд в биотитовых роговиках различной блочности Способ предварительного Параметры блочности, м обогащения менее 0.3 0.3-1.5 1.5-3. Показатели предобогащения Коэфф. Извле- Коэфф. Извле- Коэфф. Извле- обога- чение обога- чение обога- чение щения Мо,% щения Мо,% щения Мо,% Рентгенолюминесцентная 2.8 59 3.1 49 1.5 сепарация Гравитационная сортировка 1.4 61 2.2 57 3.2 После взрывной отбойки поток некондиционной рудной массы с мелкоблочных участков направляют на рентгенолюминесцентную сепарацию, а с крупноблочных участков на гравитационную сортировку (А.С. №1503401, СССР).

В процессе технологических исследований и районирования крупноблочных массивов некондиционных молибденовых руд определяют параметры прожилкового оруденения и выделяют однородные по параметрам оруденения участки массивов. После взрывной отбойки и селективной выемки горную массу из этих участков направляют на гравитационную сортировку.

Гравитационная сортировка реализована в карьере на основе передвижного оборудования включающего дробилки и грохота.

В процессе гравитационной сортировки выделяют обогащенные классы крупности размером –5мм. Наряду с обогащенными классами крупности из потока некондиционных биотитовых роговиков и гранитоидов выделяют и обедненные молибденом фракции. Границы обедненного класса крупности определяют из соотношения (13) (b+a) Lоб (2a+1)kк,мм, (13) где Lоб - обедненный класс крупности;

Kк - коэффициент учитывающий контрастность руд ед. (kk =0.391.0);

a - среднестатистическая мощность прожилков, мм;

b - среднестатистический размер породных сростков, мм.

После выделения обогащенного и обедненного классов крупности оставшуюся массу додрабливают и направляют на повторную гравитационную сортировку (А.С. №1575625, СССР).

В результате сформулировано четвертое защищаемое положение:

Пошаговую корректировку технологии формирования потоков некондиционных молибденовых руд, направляемых на внутрикарьерную рудосортировку, необходимо производить с использованием установленного критерия - граничной блочности массивов, учитывающего граничный коэффициент окисления молибденита. Причем пошаговую корректировку границ отвального продукта внутрикарьерной гравитационной сортировки некондиционных молибденовых руд в зависимости от изменения технологических свойств рудных массивов следует осуществлять с использованием разработанного критерия, учитывающего контрастность руд, среднестатистические мощность прожилков и размер породных сростков.

Предлагаемая технология формирования и стабилизации качества руд базируется на основе многопоточной пошаговой оптимизации вещественного состава и крупности:

- потоков богатых руд;

- потоков сырья для рудосортировки;

- потоков закладочного материала;

- искусственно образованных в выработанном пространстве подземного рудника технологических типов рудной массы (от смешивания потерянных руд и закладочного материала);

- потоков руд повторной добычи.

Для стабилизации качества рудных потоков требуются значительные площади, которых нет в стесненных условиях комбинированной разработки нагорного месторождения. Очевидно, для стесненных условий комбинированной разработки нагорного месторождения имеет значение, насколько технология стабилизации качества руд требовательна к наличию площадей под организацию усреднительных и прочих складов. Для комплексной оценки технологии формирования качества руд на предмет ее использования в стесненных условиях комбинированной разработки нагорного месторождения предлагается использовать показатель компактности. Показатель компактности технологии выражается в метрах квадратных на тысячу тонн добываемой руды. В ходе исследования эффективности стабилизации качества руд при использовании различной структуры стабилизирующих технологических элементов выполнен сравнительный анализ традиционных технологий стабилизации качества руд и технологий, использующих возможности рудосортировки с размещением бедных и некондиционных руд в выработанном пространстве подземного рудника. В результате сравнительного анализа установлено, что технология, основанная на селективной выемке, многопоточной стабилизации качества руд с использованием рудосортировки и выработанного пространства подземного рудника для складирования бедных и некондиционных руд по показателю компактности и степени стабилизации качества руд имеет неоспоримые преимущества по сравнению с традиционными. Рудосортировка обеспечивает улучшение показателей использования и качества руд. При этом наблюдаются лучшие показатели стабилизации и компактности технологии. Так если селективная выемка, многопоточная стабилизация качества руд с работой на усреднительные склады и отвалы бедных руд обеспечивает степень стабилизации качества руд 2-5, а показатель компактности технологии около 2000, то селективная выемка, многопоточная стабилизация качества руд с использованием рудосортировки и выработанного пространства подземного рудника для складирования бедных и некондиционных руд позволяет достичь степень стабилизации качества руд 7-12, при показателе компактности технологии около 50.

Предложен и научно обоснован новый критерий оценки технологий формирования качества руд по уровню компактности и эффективности стабилизации качества руд.

Предложен метод системной увязки рудопотоков со структурой технологических типов кондиционных некондиционных руд - потоки богатых руд из однородных участков залежи, подают в определенных пропорциях в рудоспуски (согласно плановой шихты периода стабилизации), смешивают с обогащенным продуктом рудосортировки разнородных потоков, качество которых выравнивают в пределах управляемого интервала порога сигнала люминесценции.

В процессе ведения открытых горных работ производится заполнение воронок обрушения подземного рудника горной массой, представленной породами не менее чем в 1.5 раза меньшим пределом прочности на одноосное сжатие, по сравнению с рудой залежи. Так, при отработке скарновых руд Тырныаузского месторождения, предел прочности которых более 2500 кг/см2, заполнение воронок производится роговиковыми некондиционными рудами, предел прочности которых 1000-1500 кг/см2 (А.С.

№1565155, СССР).

По мере опускания открытых горных работ осуществляют повторную разработку ранее потерянных руд. Для повторной разработки рудных залежей в зонах локализации потерь, прежде всего, уточняют их геолого-маркшейдерскую характеристику. Затем, исходя из параметров добычного оборудования и требуемых показателей потерь при заданной интенсивности ведения горных работ, выбирают высоту уступа вскрывающих выработок.

Вскрывающими выработками являются траншеи или полутраншеи.

Вскрывающие выработки проходят по ранее обрушенным породам параллельно лежачему боку зоны локализации потерь, при необходимости повторяя его конфигурацию. Проходку вскрывающих выработок осуществляют со стороны висячего бока зон локализации в период, когда производимые подземные горные работы не оказывают влияния на участки проходки этих выработок. Борт каждой вскрывающей выработки совмещают с контактом зоны локализации потерь с разубоженной массой со стороны висячего бока. Для этого вскрывающие выработки проходят с соответствующим углом наклона борта. При повторной разработке таких зон целесообразно определять положение вскрывающей выработки в плане по отношению к границе лежачего бока из соотношения H tg( -) Z = +(ctg -ctg)hyn, м, (14) sin[tg( -)+tg]cosa где H - высота выработанного подземным способом этажа, м. ;

- угол падения рудного тела, град.;

- угол формирования эллипсоида выпуска;

hy – высота добычного уступа при повторной разработке.

Положение вскрывающей выработки, относительно нижней отметки выклинивания зоны локализации потерь, определяют из соотношения Oп = Oвл + H -hyn, м, (15) где Oп - отметка подошвы вскрывающей выработки, м.;

n - номер добычного уступа сверху вниз при отработке зоны локализации потерь полезного ископаемого Oвл =Oгп –H, где Oгп - отметка горизонта подсечки вышележащего горизонта, м. (А.С.

№1401129, СССР).

В процессе вскрытия зон локализации потерь и повторной добычи формируют три потока:

1. Разубоженную горную массу, с уровнем разубоживания, превышающим граничное значение, направляют в отвал.

2. Кондиционную рудную массу из вскрытых зон локализации потерь направляют на обогатительную фабрику.

3. Разубоженную разнопрочную горную массу висячего бока зон локализации потерь с уровнем разубоживания не выше граничного (для скарновых руд граничный уровень разубоживания 90%) направляют на избирательное дробление, грохочение и последующую сепарацию.

Очень важным является выбор граничного, предельного уровня разубоживания для исходной массы, подаваемой на сепарацию. Уровень предельного разубоживания, прежде всего, зависит от содержания ценного компонента в рудных кусках и определяется граничным выходом металла в полезный продукт при сепарации из выражения (16) Mг Pгр =100(1- ),%, (16) cк kи где Mг - граничный выход металла (ценного компонента) из исходного продукта, кг/т;

Ck - содержание ценного компонента в рудном продукте, %;

- извлечение ценного компонента при сепарации, д.ед.;

Kи - коэффициент пропорциональности;

kи = kk, (17) где 2 - предел на сжатие вмещающих пород, кг/см2;

1 - предел на сжатие рудной составляющей смеси, кг/см2;

kk - коэффициент корреляции, kk = 0.70.9.

При этом необходимо отметить, что негабаритные отдельности размером более 1.2 м в воронке обрушения (в случае ее заполнения слабыми, легко дробимыми породами) в основном представлены рудным скарном. Поэтому при экскавации негабаритные отдельности перепускаются с уступа на уступ и собираются на концентрационном горизонте. После взрывного дробления негабарита руда отгружается в рудоспуск.

Разубоженные роговиками скарновые руды эффективно сортируются с применением рентгенолюминесцентной сепарации. Сепарация довольно эффективно производится по классам крупности 25-75 мм. В процессе подготовки горной массы к сепарации получается до 20-25% мелких классов крупности размером –25 мм. Мелкие классы крупности вольфрамсодержащих руд (в отличие от молибденовых) не являются обогащенными, но при одинаковой прочности вмещающих пород и полезного продукта в не- сепарируемые мелкие классы уходит значительное количество ценного компонента. Заполнение воронки обрушения горными породами, имеющими предел прочности на сжатие в 1.5 раза меньший, чем руда залежи, обеспечивает снижение потерь ценного компонента в несепарируемом классе крупности более чем в два раза и позволяет увеличить извлечение WO3 в полезный продукт на 6.4% (см. табл. 5).

В результате сформулировано пятое защищаемое положение:

Научно обоснованные технологии повторной добычи руды из техногенных участков рудных тел, включающие направленное формирование в выработанном пространстве подземного рудника технологических типов рудной массы путем смешивания потерянных руд и закладочного материала имеющего не менее чем в 1,5 меньшую удельную прочность на одноосное сжатие, повторную добычу на лежачих боках отработанной залежи и из техногенных участков.

Технологии отличаются способами формирования нового технологического сорта, повторной добычи и рудосортировки (А.С.№1565155, СССР).

На подземных работах в качестве закладочного материала может выступать хвостовой продукт кусковой сортировки. Весьма эффективным представляется использование в качестве закладочного материала хвостов сепарации скарнированных мраморов (см.рис.3). Скарнированные мраморы центра содержат жилы скарна от 0.5 до 1.5 метра. Содержание шеелита в скарновой части на порядок превышает среднее содержание по руде. Скарны центральной части месторождения легко обогащаются, при этом достигаются максимальные показатели извлечения. Данный район насыщен подземными горными выработками, пройденными в разное время в устойчивых крупноблочных породах. Выработки прекрасно сохранились, таким образом, затраты на горнопроходческие работы минимальны.

Таблица Сравнительные данные сепарации однородных и разнопрочных руд № Показатели Однородная Разнопрочная масса № по прочности рудная масса (смесь рудных пп (амфиболовые роговики) скарнов и роговиков) 1 Содержание WO3 в исходной горной массе, у.е. 45 2 Выход сепарационного класса крупности 25-50 76.4 74.мм, % 3 Содер. WO3 в несепарационном классе –25, у.е. 53 4 Извлечение WO3 в полезный продукт (по 72.3 73.сепарационному классу крупности),% 5 Извлечение WO3 в полезный продукт в 57.5 63.процессе сортировки (с учетом потерь металла в мелких классах),% Установка рентгенолюминесцентной сепарации имеет компактные размеры и может располагаться в специальной камере в непосредственной близости от выпускных выработок отрабатываемых блоков. Обогащенный продукт сепарации направляется в рудоспуск, а хвосты сепарации - на закладку отработанного блока на нижележащем горизонте. Мраморы являются отличным закладочным материалом. При попадании влаги мраморы довольно быстро слеживаются, приобретая прочностные свойства, сопоставимые с твердеющей закладкой. Выделение большей части хвостов (80-90%) на стадии горных работ с размещением их в отработанном пространстве подземного рудника снижает вредное воздействие на окружающую среду, снижает затраты на измельчение, обогащение руды и содержание хвостохранилища. Кроме того, удаление на стадии кусковой сортировки мраморной составляющей обеспечивает рост извлечения полезных компонентов при обогащении. В зависимости от удельного веса предварительной сортировки в общем объеме добычи, уровень затрат на производство концентрата снижается в 1.45- 1.8 раза.

На рис. 3. обозначены: I - массив блока, отбиваемый в первую стадию;

II - массив блока, отбиваемый во вторую стадию; АА - линия контакта массивов разносортных руд; 1 - отработанное и заложенное выработанное пространство, образованное в результате отбойки массива высокосортных руд блока верхнего этажа; 2 - отработанное и закладываемое выделенными хвостами предобогащения выработанное пространство, образованное в результате отбойки массива высокосортных руд блока среднего этажа; 3 - выработанное пространство, образованное в результате отбойки массива высокосортных руд блока нижнего этажа; 4 — отбитая горная масса низкосортных руд верхнего этажа; 5 - горизонт откатки; 6 - отбитая горная масса высокосортных руд; 7 хвосты предобогащения.

Способ осуществляют следующим образом.

Запасы разносортных руд, имеющих общий контакт, разрабатывают блоками. Каждый блок по линии контакта АА разделен на два массива разносортных руд. Горные работы ведут одновременно в группе, по меньшей мере, из трех этажей.

Каждый блок подготавливают проходкой доставочных, буровых и выпускных выработок.

На каждом этаже в каждом блоке отбойку рудного массива осуществляют в две стадии. На первой стадии отбивают массив I высокосортных руд до контакта с массивом низкосортных руд. Отбитую горную массу выпускают с образованием выработанного пространства 3 предельной по условиям устойчивости ширины. Образованное выработанное пространство закладывают, формируя зажимающую среду. Во вторую стадию отбивают массив II низкосортных руд на сформированную зажимающую среду.

Ширину b2 отбойки определяют из соотношения (18) b b = К (1- ) kз, м, (18) р где b1 - ширина выработанного пространства, образованного в нижележащем этаже отбойкой массива высокосортных руд;

Кр - коэффициент разрыхления низкосортных руд;

- коэффициент извлечения полезного ископаемого из низкосортных руд при предварительном обогащении;

Кз - коэффициент резерва.

Значение коэффициента резерва в зависимости от крупности дробления руды, ее влажности, пористости и глубины разработки изменяется в пределах от 1.0 до 1.5.

Отбитую во вторую стадию горную массу выпускают под обрушенными породами и предобогащают на горизонте откатки 5. В результате предварительного обогащения выделяют хвосты и обогащенную часть.

После отбойки массива высокосортных руд в среднем этаже производят одновременную отбойку массива низкосортных руд в верхнем этаже и массива высокосортных руд в нижнем этаже. Затем после предобогащения низкосортной горной массы верхнего этажа выделенными хвостами 7 закладывают образованное в результате отбойки массива высокоценных руд выработанное пространство среднего этажа. Выделенную в результате сепарации обогащенную часть объединяют (шихтуют) с отбитой горной массой 6 высокоценных руд нижнего этажа. На поверхность выдают объединенный поток рудной массы (А.С.

№. 1471647, СССР).

Использование некондиционных руд для закладки выработанного пространства на подземном руднике позволяет решать задачи:

• совмещения открытых и подземных работ в одной вертикальной плоскости;

• увеличения активных площадей на карьере;

• повышения эффективности повторной разработки ранее потерянных руд.

Например, в условиях совместной разработки рудного месторождения подземные горные работы могут вестись камерными системами разработки с торцовым выпуском руды на подэтажные штреки (см. рис. 4).

В зависимости от физико-механических свойств руд и пород висячего бока работы могут вестись с опережающей выемкой верхнего или нижнего подэтажа.

Одновременно на открытых горных работах в разработку вовлекают некондиционные (по содержанию вредных примесей) руды, которые перепускают на подземный рудник и подают в выработанное пространство по мере его формирования. Подачу некондиционной рудной массы в выработанное пространство осуществляют по мере формирования обнажения и выпуска кондиционной руды на подземные выработки под некондиционной массой.

Объединением в выработанном пространстве некондиционных по содержанию вредных примесей руд с карьера и не вовлеченных в подземный выпуск кондиционных руд обеспечивают формирование нового, более высокого технологического сорта руды.

1 - борт карьера; 2- подземная отработка отдельных рудных тел; 3 – не - - - тронутый подземными горными работами рудный массив; 4отработанные подземными горными работами части рудных тел; 5- части рудных тел, отрабатываемые открытыми горными работами; 6 - район выемки закладочного материала, представленного некондиционной рудной массой, не полностью используемой в шихте переработки; 7- район повторной разработки открытыми горными работами Горноподготовительные работы ведут одновременно на всех подэтажах.

Отработку открытыми и подземными работами осуществляют на всю мощность рудного тела в отступающем порядке по простиранию. Введение очистных работ совмещают с закладкой выработанного пространства. В качестве закладочного материала применяют не используемую в шихте переработки некондиционную рудную массу, извлекаемую открытым способом, но пригодную к обогащению.

Ограничение подачи в переработку отдельных типов руд вызвано требованиями обогащения.

При ведении закладочных работ с поверхности необходима увязка выпуска и закладки с развитием открытых горных работ. По мере опускания рабочих горизонтов карьера на уровень отработанных подземным рудником и заложенных закладкой участков начинают этап повторной отработки открытым способом оставленных запасов, представляющих собой новый технологический сорт руды.

Повторная отработка ведется на всю мощность рудного тела после выемки активных запасов кондиционной руды подземными работами. При повторной разработке оставленных запасов открытым способом производят дополнительное усреднение рудной массы по качеству, что обеспечивает вовлечение в переработку некондиционных руд (А.С. №1292410, СССР).

Таким образом, применение данного технического решения обеспечивает:

• безопасное и бесперебойное ведение открытых горных работ непосредственно над добычными блоками подземного рудника;

• решение проблемы складирования некондиционных руд, сдерживающих в стесненных условиях нагорного карьера продвижение фронта работ;

• формирование нового технологического типа руд путем смешивания потерянных руд на подземном руднике и некондиционных руд карьера;

• высокие показатели возврата потерь на подземном руднике.

Шаг адаптации технологии к меняющимся условиям связан с получением достоверной информации. Уточняющая информация, по результатам которой меняются параметры технологии может быть связана с опробованием технологических скважин (перебуров), уточнением районирования пород и руд, исследованием кусков рудных и породных в процессе кусковой и порционной сортировки.

Эффективность пошаговой адаптации комбинированной разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям определяется суммой дисконтированного дохода, полученного за период отработки месторождения, и зависит от показателей извлечения запасов из недр на стадии горных работ, извлечения полезных компонентов из руд в концентрат при обогащении и затрат на разведку, добычу, транспортирование, переработку и нормы налога на прибыль и другие отчисления.

Критерий экономической оценки эффективности пошаговой адаптации комбинированной разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям имеет следующий вид (руб).

t -tc tс p Aбаз (Ц - Сбаз ) At (Ц - СП ) t баз tc П p t =1 t = (1- Н ), (19) c Д = - (1+ Ek )t + pr Ct p c (1+ Е)t -1 (1+ E)(2t -2tc -1) t=1 t= где tp - расчетный срок сравнительной оценки вариантов, лет;

tc - срок выполнения капитальных работ по строительству новых объектов, вскрытию и подготовке новых запасов, приобретению и освоению нового оборудования и т.д., лет;

Сt – сумма общих затрат по стадиям разведки, строительства, вскрытию и подготовке запасов, приобретению и освоению нового оборудования т.д. в t-й год, руб;

Абаз,Аt - производственная мощность подземного рудника и карьера в tй год, т/год;

Цбаз и Цп, - извлекаемая ценность добываемой рудной массы на карьере и подземном руднике в t-й год, соответственно по базовому и предлагаемому вариантам, руб/т;

Сбаз и Сп - эксплуатационные затраты на добычу переработку руд карьера и подземного рудника в t-й год, руб/т;

Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.;

Ек - процентная ставка за кредит, доли ед;

Н- норма налога на прибыль и другие отчисления, доли ед.

Данная методика предполагает оценку эффективности отработки месторождения комбинированным способом, т.е. учитывает экономические последствия пошаговой адаптации технологии открытых (подземных) горных работ и формирования качества руд. При этом экономические последствия текущей корректировки технологии горных работ, формирования качества руд могут проявляться сразу (быть оценены по итогам месяца, квартала, года) и в более далекой перспективе.

Особую важность при решении любой из перечисленных выше задач имеет правильное определение величины извлекаемой ценности добываемой рудной массы с учетом качества балансовых и вовлекаемых в отработку за балансовых типов руд. С учетом этих важных обстоятельств извлекаемая ценность добываемой рудной массы определится по формуле (руб/т).

T m T1 mCi1kob Ц Ci Ц fk ob1 kob k Ц = ( ) + ( ), П kn kv (20) Ck Ckj=1 i=1 j=1 i1=где T и T1 - соответственно количество типов балансовых и забалансовых руд, вовлекаемых в отработку;

m, m1 – количество полезных компонентов в балансовой (забалансовой руде);

kn kv – соответственно, коэффициенты извлечения j-того типа руды из недр и вовлечения j1-того типа забалансовой руды в переработку, д.ед.;

ob и ob1 – соответственно извлечение i-того (i1-того) полезного компонента при обогащении j-того (j1-того) типа балансовой руды (забалансовой руды);

Ci Ci1 - соответственно содержание i-того (i1-того) полезного компонента в j-том (j1-том) типе балансовой руды (забалансовой руды);

kob – коэффициент обогащения j1-того типа забалансовой руды в процессе рудосортировки на стадии горных работ;

fk – извлечение i-того полезного компонента при рудосортировке на стадии горных работ;

Цk и Цk1 - соответственно средняя стоимость i-того концентрата при обогащении j-того типа балансовой руды и средняя стоимость i-того концентрата при обогащении j-того типа забалансовой руды;

Ck и Ck1 - соответственно среднее содержание i-того полезного компонента в концентрате при обогащении j-того типа балансовой руды и среднее содержание i1-того полезного компонента в концентрате при обогащении j1того типа за- балансовой руды.

Заключение Диссертация является законченной научно-исследовательской работой, в которой на основании выполненных автором исследований разработаны научно-обоснованные технологические решения по обоснованию эффективных методов пошаговой оптимизации и выбора направления развития открытых горных работ, параметров буровзрывных работ, формирования качества добываемых руд на основе принципов оптимизации совместной(открыто-подземной) разработки рудных месторождений нагорного типа, внедрение которых вносит значительный вклад в ускорение научно-технического прогресса.

Основные научные, практические выводы, результаты и рекомендации работы сводятся к следующему:

1. Выделены факторы, существенно влияющие на интенсивность развития горных работ на нагорных карьерах в условиях комбинированной разработки. Установлены количественные показатели динамики влияния подземных горных работ, технологии и концентрации буровзрывных работ, технологии добычи и формирования качества руд на интенсивность работ на нагорном карьере. Пошаговая корректировка направления развития горных работ выбирается по граничному значению вскрыши, приходящейся на единицу металла, данный критерий отличается тем, что объемы вскрыши приводятся к сопоставимому виду через коэффициент, учитывающий продвижение горных работ в соседних зонах, и коэффициент, учитывающий трудоемкость вскрышных работ в стесненных условиях нагорного карьера, который определяется на основании установленной зависимости от концентрации БВР.

2. На основании исследования технологии, параметров и результатов массовых взрывов, полученных закономерностей изменения вместимости взрывных скважин, пробуренных в массивах с резкоменяющимися структурными свойствами, разработана новая технология внутриблоковой дифференциации параметров буровзрывных работ и методика пошаговой корректировки районирования пород по взрываемости, отличающиеся этапностью проведения работ:

- на первом этапе осуществляется обуривание блока по данным предварительного районирования;

- на втором этапе на основе полученных зависимостей осуществляют корректировку районирования и бурение дополнительных скважин в труднодробимых участках.

3. В условиях нагорного карьера, когда отсутствие свободных площадей не позволяет в полной мере осуществлять стабилизацию качества руд, поступающих в переработку, через создание усреднительных складов значительной емкости, резкие колебания качества исходного сырья устраняют (на основе установленных закономерностей распределения полезного компонента по кускам в сепарационных классах крупности) путем выравнивания качества разнородных потоков горной массы пошаговой корректировкой технологии, режимов и параметров рудосортировки на стадии открытых и подземных горных работ с последующим усреднением.

Причем пошаговая корректировка режима сортировки, отличается тем, что выбор между кусковой и порционной сортировкой осуществляют на основе полученных закономерностей изменчивости разделительного признака и распределения полезных и породных кусков в потоке.

4. Пошаговую корректировку технологии формирования потоков некондиционных молибденовых руд направляемых на внутрикарьерную рудосортировку ведут с использованием нового критерия - граничной блочности массивов (с учетом граничного коэффициента окисления молибденита). Горную массу из крупноблочных участков направляют на гравитационную сортировку, а из мелкоблочных участков на рентгенолюминесцентную сепарацию. Причем пошаговую корректировку границ отвального продукта внутрикарьерной гравитационной сортировки некондиционных молибденовых руд (в зависимости от изменения технологических свойств рудных массивов) ведут с использованием разработанного критерия учитывающего контрастность руд, среднестатистические мощность прожилков и размер породных сростков.

5. На основе изученных закономерностей распределения по крупности рудной составляющей техногенных зон карьера, предложен критерий выбора характеристики горной массы для заполнения воронки обрушения. Критерий отличается тем, что с целью направленного формирования техногенной зоны для снижения потерь полезного компонента, заполнение воронки обрушения производится породами с не менее чем в 1.5 раза меньшим пределом прочности на одноосное сжатие, по сравнению с рудой залежи.

Предложен метод определения границ зон локализации потерь на лежачих боках залежи и техногенных участков (при повторной добыче карьером), положения вскрывающих выработок из соотношения, учитывающего угол падения рудного тела, высоту этажа подземного блока, отметку горизонта, угол формирования эллипсоида выпуска, высоту уступа при повторной разработке, положение вскрывающей выработки относительно нижней отметки выклинивания.

Основные результаты работы защищены 34 авторскими свидетельствами, внедрены на Тырныаузском вольфрамомолибденовом комбинате с общим экономическим эффектом более 616.7 тыс. руб. (в ценах 1988 г.).

Разработанный метод пошаговой корректировки параметров буровзрывных работ использовался в составе САПР БВР, на Тырныаузском, Джидинском ВМК, Жирекенском и Стойленском ГОКах.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

в изданиях, рекомендованных ВАК РФ:

1. Жабоев М.Н., Хакулов В.А, Бахарев Л.В., Равикович Б.С.

Совершенствование технологии отбойки сложно-структурных массивов горных пород.// Горный журнал - 1990 - №9. - С. 22-23.

2. Жабоев М.Н., Хакулов В.А, Семочкин Г.А., Каган Г.Ф., Блинов Ю.И. Технология разработки месторождения на основе сортировки некондиционных ранее потерянных руд. // Горный журнал - 1990 - №9. - С 23-25.

3. Камкин И.Р., Хакулов В.А, Бахарев Л.В., Субетто О.К., Моллаев Р.С. Технология предварительного обогащения бедных руд методом рентгенолюминесцентной сепарации. // Горный журнал - 1990 - №9. - С. 26-27.

4. Хакулов В.А. К вопросу пошаговой оптимизации направления развития горных работ. //Горный информационный аналитический бюллетень.- 2007-№2 - С. 64-65.

5. Хакулов В.А. Технология пошагового совершенствования буровзрывных работ.// Горный информационный аналитический бюллетень. - 2007 - №2 - С. 77-78.

6. Хакулов В.А. Совершенствование технологии формирования качества руд и повторной добычи. // Горный информационный аналитический бюллетень.- 2007-№3 - С. 44-45.

7. Хакулов В.А., Голик В.И., Исмаилов Т.Т. Теоретические основы пошаговой адаптации комбинированной разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям. /МГГУ.-М., 2007 - 13с. - Деп. в МГГУ 22.05.2007, №589/07-07.

8. А.С. 1642002 (СССР) Способ подземной разработки. Секисов А.Г., Хакулов В.А., Бобров В.В., Логинский А.П., Домбровский А.П., Пеньковский И.В., Бударагин А.Ю.. // Бюл. И. 1991– №14.

9. А.С. №1640422 (СССР) Способ комбинированной разработки месторождений радиоактивных руд. Секисов А.Г., Зверев Д.А., Хакулов В.А., Яковлева Т.Н., Анистратов Ю.И., Игнатов В.Н., Бударагин А.Ю., Томских А.А. // Бюл. И. 1991 – №13.

10. А.С.№1461938 (СССР) Способ разработки рудных месторождений.

Шестаков В.А., Хакулов В.А., Игнатов В.Н., Дулин А.Н. Джамбаев Ф.М., Мещеряков Ю.А. //Бюл. И. 1989 – №8.

11. А.С. №1120104 (СССР) Способ формирования качества руд при добыче и рудоскат для его осуществления. Шестаков В.А., Хакулов В.А., Семочкин Г.А.. // Бюл. И. 1984 – №39.

12. А.С. №1401129 (СССР) Способ повторной разработки рудных месторождений. Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Сахаров А.Д., Семочкин Г.А., Джамбаев Ф.М.. //Бюл. И. 1988 – №21.

13. А.С.№1481438 (СССР) Способ закладки выработанного пространства.

Шестаков В.А., Игнатов В.Н., Хакулов В.А, Дулин А.Н., Даниленко Г.И.. // Бюл. И. 1989 – №19.

14. А.С. №1448052 Способ подземной разработки рудных месторождений.

Секисов А.Г., Даниленко Г. И., Хакулов В.А., Секисова М.В., Хатчуков Б.М., Бударагин А.Ю., Пирязев И.А., Рожнов Е.В.. //Бюл. И. 1988 –№ 48.

15. А.С. №1578322 (СССР) Способ бактериального выщелачивания руды.

Секисов А.Г., Бударагин А.Ю., Хакулов В.А., Воробьев А.Е., Мусаев Н.А., Завьялов Л.А., Зверев Д. А. //Бюл. И. 1990 – №26.

16. А.С. №1717825 (СССР) Способ открытой разработки месторождений.

Секисов А.Г., Томских А.А., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Домбровский А.П., Гузеев В.В., Вилятицкий Б.Э. Бюл. И. 1990 – №20.

17. А.С. №1548416 (СССР) Способ выщелачивания отвалов. Секисов А.Г., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Томских А.А., Воробьев А.Е. Бюл. И. 1990 – №9.

В прочих изданиях:

18. Бозиев А.О., Бахарев Л.В., Хакулов В.А. Совершенствование буровзрывных работ на карьерах Тырныаузского горно-металлургического комбината. В сб.: Пути совершенствования технологии горных работ на карьерах предприятий вольфрамомолибденовой и медной промышленности.

Тезисы докладов Республиканской научно-технической конференции. - Каджаран - Ереван,1981. - С.126-130.

19. Охрименко Н.И., Аввакумов А. Л., Бахарев Л.В., Селянин В.В., Хакулов В.А. Пути повышения эффективности открытых горных работ при комбинированной разработке Тырныаузского месторождения. В кн.:

Совершенствование технологии добычи, обогащения и металлургии вольфрамовых, молибденовых и ртутно-суръмяных руд и продуктов их переработки. - Ташкент,1981. -С. 3-6.

20. Каган Г.Ф., Хакулов В.А., Тараненко В.П. Оценка влияния переизмельчения руд, перепускаемых по глубоким карьерным рудоспускам на эффективность обогащения. В сб.: Химия и технология молибдена и вольфрама. - Нальчик,1983. - С.15-19.

21. Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Семочкин Г.А. К вопросу совершенствования технологии формирования качества руд в условиях комбинированной разработки Тырныаузского месторождения. В сб.:

Совершенствование совместной (открыто-подземной) разработки рудных месторождений Тез.докл. Республ. Науч.-техн.конф. - Кривой Рог, 1984.

22. Хакулов В.А., Каган Г.Ф., Романов В.В. Совершенствование технологии подготовки руд к переработке. В сб.: Перспективы развития технологии подземной разработки рудных месторождений. Тез. докл.

Всесоюзной научно-технической конференции. - М., 1985.

23. Хакулов В.А. К вопросу рационализации параметров отбойки руд на открытых горных работах Тырныаузского вольфрамомолибденового комбината. В сб.: Химия и технология молибдена и вольфрама. - Нальчик,1985. - С.9-15.

24. Секисов А.Г., Хакулов В.А. Исследование технологической структуры карьерного поля и обоснование порядка развития горных работ при комплексном освоении недр. Тезисы докладов всесоюзной конференции “Технология и техника открытых горных разработок”. - М.: МГИ, 1988. - с. 91-93.

25. Секисов А.Г., Брюховецкий О.С., Хакулов В.А, Томских А.А., Черных А.Д., Вилятицкий Б.Э., Щербатова Е.А. Обоснование критерия оптимизации порядка и технологии выемки при комбинированной разработке сложноструктурных месторождений. Совершенствование комплексной (открыто-подземной) разработки рудных месторождений.

Тез.докл. Республ. науч.-техн.конф. - Кривой Рог, 1990. - С. 45.

26. Хакулов В.А К вопросу создания интеллектуальной саморазвивающейся информационно-справочной системы совершенствования технологии разработки месторождения. В сб.: Современные аспекты экономики. - Нальчик: Кабардино-Балкарский государственный университет 2004. - С. 250-264.

27. Хакулов В.А. Моделирование при создании экспертной информационной системы сложных процессов. Материалы V Международной научно-практической конференции «Моделирование теория, методы и средства» ЮРГТУ(НПИ). - Новочеркасск, 2005. - С. 39-43.

28. Хакулов В.А К вопросу проектирования повторной добычи руд в нарушенных сдвижением массивах горных пород. Материалы Всероссийской научно-практической конференции по селям ВГИ. - Нальчик, 2005.- С. 136139.

29. Шестаков В.А., Хакулов В.А, Белодедов А.А., Скорин В.В., Ковалева Н.Ю., Туркеничева О.А. Критерии и методы оценки потерь и разубоживания руды в новых экономических условиях. В сб.: «Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых». - Новочеркасск, 2005. - С. 62-30. Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Мусукаев С.А., Хакулов В.А Направления совершенствования систем разработки сложных рудных залежей. – В сб.: «Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых». – Новочеркасск 2005. – С. 51-58.

31. Шестаков В.А., Хакулов В.А., Разоренов Ю.И., Малыгин Р.А., Лутченкова О.В., Скорин В.В. Установление оптимального уровня потерь и разубоживания полезных ископаемых с учетом ущерба окружающей среде. В сб.: «Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых». – Новочеркасск, 2005. – С. 85-90.

32. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Малыгин Р.А., В.А. Хакулов, Лутченкова О.В., Скорин В.В. Экономические последствия потерь и разубоживания полезных ископаемых для горного предприятия, разрабатывающего месторождение. В сб.: «Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых». – Новочеркасск, 2005. – С. 90-95.

33. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Литовченко Т. В., В.А Хакулов, Шерстюков С.А., Малыгин Р.А., Павлюк Р.В., Туркеничева О.А., Лутченкова О.В. Оценка ущерба от ухудшения качества месторождений и добываемых полезных ископаемых. В сб. «Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых». – Новочеркасск, 2005. – С. 102-109.

34. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Шаляпин В.Н., Литовченко Т. В., Хакулов В.А, Черевков В.Ф. Экономико-математические модели для оценки ущерба окружающей среде в зависимости от достоверности данных о запасах. Материалы V Международной научно-практической конференции «Моделирование теория, методы и средства» ЮРГТУ(НПИ). – Новочеркасск, – 2005. – С. 15-20.

35. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Хакулов В.А Экономикоматематическая модель для оценки вариантов одновременной и поочередной открыто-подземной разработки сложных рудных месторождений.

Материалы V Международной научно-практической конференции «Моделирование теория, методы и средства» ЮРГТУ(НПИ). – Новочеркасск, –2005. – С. 24-26.

36. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Каган Г.Ф., Шаляпин В.Н., В.А Хакулов Экономико-математические модели для оценки эффективности применения комплексов горных машин на рудниках и карьерах. Материалы V Международной научно-практической конференции «Моделирование теория, методы и средства» ЮРГТУ(НПИ). – Новочеркасск, – 2005. – С. 2629.

37. Шестаков В.А., Разоренов Ю.И., Мусукаев С.А., Шаляпин В.Н., В.А Хакулов Экономико-математические модели для обоснования оптимальной степени разведанности запасов месторождений полезных ископаемых. Материалы V Международной научно-практической конференции «Моделирование теория, методы и средства» ЮРГТУ(НПИ). – Новочеркасск, – 2005. – С. 32-34.

38. Хакулов В.А. Научные основы оптимизации параметров горных работ и технологических схем добычи при разработке сложных рудных месторождений применительно к условиям рыночной экономики. Гл. 1. В кн.: Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Литовченко, Т.В. Теория оптимизации и совершенствования подземной разработки. – Новочеркасск, – 2005. – С. 1558.

39. Хакулов В.А. Определение извлекаемой ценности добываемой рудной массы при разработке рудных месторождений. Гл.2. В кн.: Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Литовченко, Т.В. Теория оптимизации и совершенствования подземной разработки. – Новочеркасск, – 2005. – С. 59-91.

40. Хакулов В.А. Определение величины эксплуатационных затрат на добычу и переработку рудной массы и ущерба окружающей среде Гл.3. В кн.: Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Литовченко, Т.В. Теория оптимизации и совершенствования подземной разработки. – Новочеркасск, – 2005. – С. 92112.

41. Хакулов В.А. Методические основы сравнительной оценки открытого, открыто-подземного и подземного способов разработки. Гл.6. В кн.:

Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Литовченко, Т.В. Теория оптимизации и совершенствования подземной разработки. – Новочеркасск, – 2005. – С. 155164.

42. Хакулов В.А. Оптимизация систем разработки и технологии очистных работ. Гл. 8. В кн.: Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Литовченко, Т.В. Теория оптимизации и совершенствования подземной разработки. – Новочеркасск, – 2005. – С. 213-269.

43. А.С. №1292410 (СССР) Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Иналов М.З., Макоев А.С., Семочкин Г.А.. Способ совместной разработки месторождений.

1986.

44. А.С. №1240124 (СССР) Шестаков В.А., Юматов Б.П., Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Сахаров А.Д., Енютин В.И., Петров Н.Н.. Способ комбинированной разработки крутопадающих месторождений. 1986.

45. А.С. №1351249 (СССР) Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Бахарев Л.В.

Алимирзоев Г.А., Земляной Г.И.. Способ отбойки горных пород. 1987.

46. А.С. №1503401 (СССР) Хакулов В.А., Жабоев М,Н., Блинов Ю.И., Хрущев В.А., Семочкин Г.А., Кагарманов С.А.. Способ формирования качества руд.

1989.

47. А.С. №286487 (СССР) Блаев Б.Х., Хакулов В.А., Щепак В.Г., СекисовА.Г., Несмелов В.В.. Способ рудосортировки. 1987.

48. А.С. №265114 (СССР) Секисов А.Г., Мусаев Н.А., Хакулов В.А, Даниленко Г.И.. Способ сепарации люминесцирующих минералов. 1987.

49. А.С. №1471647 (СССР) Шестаков В.А., Хакулов В.А., Игнатов В.Н., Джамбаев Ф.М., Мещеряков Ю.А., Дулин А.Н.. Способ разработки рудных месторождений. 1988.

50. А.С. № 1422741 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Петров Н.Н., Бударагин А.Ю., Рожкова И.В.. Способ усреднения руды. 1988.

51. А.С.№ 1410602 (СССР) Секисов А.Г., Воскобойников С.В., Анистратов Ю.И., Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Петров Н.Н., Бударагин А.Ю.. Способ комбинированной разработки полезных ископаемых.1988.

52. А.С. №1529834 (СССР) Даниленко Г.И., Хакулов В.А., Игнатов В.Н., Мещеряков Ю.А., Каган Г.Ф., Жилокова О.А.. Способ разработки рудных месторождений. 1989.

53. А.С. №1565155 (СССР) Хакулов В.А., Бахарев Л.В., Семочкин Г.А., Каган Г.Ф., Иордан С.Н., Мухтаров М.Г.. Способ комбинированной разработки крутопадающих месторождений. 1990.

54. А.С.№1575625 (СССР) Хакулов В.А., Джамбаев Ф.М., Блинов Ю.И., Бахарев Л.В, Равикович Б.С., Галиаскаров Ю.А.. Способ добычи руд. 1988.

55. А.С. № 1567763 (СССР) Секисов А.Г., Пирязев И.А., Рожнов Е.В., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю.. Способ комбинированной разработки рудных месторождений. 1988.

56. А.С. №1614266 (СССР), Секисов А.Г., Хакулов В.А., Рожнов Е.В., Бударагин А.Ю.. Способ обогащения полезных ископаемых. 1990.

57. А.С.№1729036 (СССР) Хакулов В.А., Игнатов В.Н., Милохин Ю.П., Алборов И.Д, Ежов В.А., Шепелев Д.В., Акулиничев А.М.. Устройство для сепарации руды. 1991.

58. А.С. №1802131 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Домбровский А.П., Недорезов Ю.А., Бударагин А.Ю., Моллаев Р.С.. Способ подготовки руд к выемке. 1991.

59. А.С. №1801581 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Домбровский А.П., Бобров В.В., Моллаев Р.С., Кирилов А.Б.. Способ порционной сортировки. 1991.

60. А.С. №1750725 (СССР) Секисов А.Г., Томских А.А., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Логинский А.П., Старков М.В., Пеньковский И.В.. Способ обогащения полезных ископаемых. 1991.

61. А.С. №1668665 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Петров Н.Н., Черных А.Д. и Пеньковский И.В.. Способ отбойки блоков при разработке месторождений полезных ископаемых 1990.

62. А.С. №1726738 (СССР) Секисов А.Г., Бударагин А.Ю., Хакулов В.А. и Пеньковский И.В.. Способ подземного выщелачивания полезных ископаемых из массива с чередующимся расположением участков различной прочности.

1991.

63. А.С. 1702733 (СССР) Секисов А.Г., Пеньковский И.В., Хакулов В.А., Логинский А.П., Бударагин А.Ю., Жабоев М.Н., Абдуллах Чабдаров, Кудайбергенов К.А.. Способ комбинированной разработки месторождений полезных ископаемых. 1991.

64. А.С.1675552 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Логинский А.П., Бударагин А.Ю., Пеньковский И.В., Джамбаев Ф.М.. Способ формирования качества руд 1990.

65. А.С. №1548416 (СССР) Секисов А.Г., Хакулов В.А., Бударагин А.Ю., Томских А.А., Воробьев А.Е.. Способ выщелачивания отвалов. 1989.

66. А.С. №1688492 СССР, Хакулов В.А., Жабоев М.Н., Кононов О.В., Хавбоша М.П., Каган Г.Ф., Хаджиев Х.Б., Логинский А.П.. Способ электростатической сепарации. 1991.

67. Ежов А.А., Шепелев Д.В., Милохин Ю.П., Хакулов В.А., Акулиничев А.М.. «Способ рентгенолюминесцентной сепарации руд и устройство его осуществления». Положительное решение по заявке №4452717/27-12/104694.

68. Хакулов В.А., Камкин И.Р., Логинский А.П., Шепелев Д.В., Плеханов Ю.В., Акулиничев А.М., Яговкин Ф.Ф.. Способ сортировки руд. Положительное решение по заявке №4821888/03-(020450) от 19.02.90.

69. Хакулов В.А., Камкин И.Р., Хавбоша М.П., Шепелев Д.В., Задумов В.Н., Акулиничев А.М., Малышева Н.П.. Устройство для сепарации руды.

Положительное решение по заявке №4495863/12 (148440) от 19.10.88.

70. Хакулов В.А., Жабоев М.Н., Секисов А.Г., Тихоньков Т.М, Бахарев Л.В..

Способ открытой разработки нагорных месторождений. Положительное решение по заявке №4498100/23-03(132705) от 07.09.88.




© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.