Негативні наслідки вибухів

Основні закономірності випуску руди

При системах розробки з обваленням руди і вміщуючих порід, а також при відпрацюванні стелин та МКЦ при камерних системах розробки обвалену руду з блоків (панелей) випускають під налягаючими обваленими пустими породами, які рухаються вслід за рудою. Відбиту руду випускають за наявності верхнього і бічного контактів з обваленими пустими породами, які рухаються вслід за рудою.

Параметри блоків (панелей), технологія ведення робіт, послідовність випуску обваленої руди визначають, виходячи із умови отримання максимального вилучення та мінімальної собівартості видобутку руди.

Закономірності випуску руди і практичні рекомендації досить детально викладено у роботах Г.М. Малахова, В.В. Кулікова, І.К. Куніна, М.Г. Дубиніна, В.А. Коржа та ін.

Сучасна класична загальновизнана теорія випуску обваленої руди з блоків ґрунтується на тому, що випуск будь-якого сипкого матеріалу через отвори здійснюється з об’ємів, за своєю формою дуже подібних до еліпсоїда обертання, які отримали назву еліпсоїда випуску. Основна властивість цих еліпсоїдів полягає у тому, що частки матеріалу, які лежать на його поверхні, приходять до площини випускного отвору одночасно.

Згідно з методикою розрахунку випуску руди основні параметри еліпсоїда випуску висотою h (рис. 7.28) визначають за формулами

– об’єм еліпсоїда випуску:

Рис. 7.28. Випуск руди із відокремленого отвору: 1 – еліпсоїд випуску чистої руди; 2 – воронка випуску; 3 – еліпсоїд розпушення

, м; (7.9)

, м, (7.10)

де b – середній кут руху руди при її випуску з отвору, град.

; (7.11)

– велика піввісь еліпсоїда випуску:

, м; (7.12)

– мала піввісь еліпсоїда випуску:

; (7.13)

, м; (7.14)

де d – діаметр випускного отвору, м;

ε – ексцентриситет еліпсоїда випуску;

β – середній кут руху руди при випуску, град.

У відношенні до випуску руди величини ε та β комплексно характеризують сипкі властивості обваленої руди (гранулометричний склад, вміст дрібних пилоподібних фракцій, вологість, гірський тиск та ін.). Ці показники визначаються дослідним шляхом.

Для практичних цілей та спрощення розрахунків обвалену руду розділяють на дві умовні групи: дрібнокускову, яка містить фракції розміром менше 15 мм понад 50-60% за об’ємом, та крупнокускову або просто кускову, в якій фракцій +20-25 мм понад 60-70%. Параметри еліпсоїдів випуску можна визначити за емпіричними формулами

, м; (7.15)

, м; (7.16)

, м; (7.17)

де К ₁, К ₂, К ₃ – емпіричні коефіцієнти, значення яких наведені нижче.

Формули є справедливими при d =1…3 м та h / d >3.

При здійсненні випуску нерівномірно розпушеної рудної маси спостерігається відхилення вертикальної осі фігури випуску в бік більш розпушеної руди.

У міру випуску руди поверхня її контакту з пустими породами прогинається й отримує форму депресійної воронки. Після досягнення поверхнею цього контакту площини випускного отвору об’єм воронки випуску буде дорівнювати об’єму еліпсоїда випуску такої ж висоти. Радіус воронки випуску після видобутку чистої незасміченої руди (рис. 7.27) дорівнює, м

. (7.18)

Утворююча воронки випуску визначає форму, розміри гребенів поміж дучками, положення обваленої руди в «мертвій» зоні на лежачому боці покладу.

Сипкі властивості обваленої пустої породи над відбитою рудою можуть бути однаковими, кращими або гіршими у порівнянні з рудою, що впливає на параметри фігури випуску. В загальному вигляді дрібнокускова руда або порода мають кращі сипучі властивості. Таким чином, при випуску відбитої руди необхідно, щоб руда була дрібнокусковою, а налягаючи обвалені породи – кусковими. Інакше, дрібнокускові налягаючи обвалені породи можуть проникати крізь кускову руду, що призведе до її засмічення.

При випуску руди над отвором утворюється зона розпушення, у межах якої частки починають зсуватися. Цю зону, яка також має форму еліпсоїда, називають еліпсоїдом розпушення (рис. 7.28). Об’єм еліпсоїда розпушення в 12-15 разів, а його висота Н_р у 2,5…4 рази більше відповідного еліпсоїда випуску в залежності від конкретних умов. При цьому важливим є утворення над випускними отворами та виробками розпушеної зони достатньо значного об’єму й висоти, що суттєво впливає на процес випуску, параметри фігури випуску, особливо в умовах прояву значного гірського тиску.

Випуск руди із серії випускних отворів. Порядок випуску

Випуск руди із серії випускних отворів при відпрацюванні панелей і блоків має свої особливості, які пов’язані з тим, що частинки руди при своєму русі потрапляють в зону впливу різних отворів. Ступінь цього впливу визначається відстанню між випускними отворами і параметрами еліпсоїда випуску. При цьому можливі два випадки:

1) відстань між випускними отворами S ≥2 в;

2) відстань між випускними отворами S <2 в,

де в – мала піввісь еліпсоїда випуску.

При відстані S ≥2 в випускні отвори при випуску з них руди працюють відокремлено, не надаючи впливу один на одного. Закономірності переміщення частинок спостерігаються ті ж, як при випуску з відокремленого отвору.

Випуск руди при S <2 в відбувається при взаємному впливі випускних отворів один на одного.

Переміщення часток руди, і отже і контакт її з порожніми породами залежить від черговості включення в роботу дучок, кількості випущеної з кожної дучки руди, кількості ліквідації зависань і застосовуваних методів, розташування випускних виробок в днище. Можливі наступні режими випуску.

1. Рівномірно-послідовний, при якому включення в роботу дучок проводиться послідовно одна за одною з однаковою кількістю випущеної руди (з рівними дозами випуску).

Рівномірно-послідовний режим є ідеальним режимом випуску. При такому режимі переміщення контакту руди з порожніми породами відбувається плавно до певної висоти, яку називають критичною висотою. Переміщення частинок вище критичної висоти відбувається при взаємному впливі на них суміжних випускних отворів, починаючи з критичної висоти – відокремлено, без взаємного впливу.

2. Нерівномірно-послідовний, з випуском руди з отворів нерівними дозами.

Нерівномірно-послідовний випуск найбільш хороші результати дає при випуску з панелей або блоків з похилими стінками, але при неоднаковій відстані між дучками, коли запаси руди, що підлягають випуску на 1 дучку неоднакові. Взагалі в практиці цей режим набув найбільшого поширення, тому що практично неможливо здійснювати випуск руди абсолютно рівними дозами.

3. Почерговий випуск, коли руду випускають по черзі з дучок до початку розубоження або до меж кондиції.

Почерговий випуск досить простий в управлінні ним, але також супроводжується підвищеними втратами руди в гребенях, які виростають по мірі переходу від дучки до дучки. Крім того, при почерговому випуску створюються умови для розвитку великого гірського тиску на виробки на ділянках, де не проводиться випуск. Тому при відпрацюванні родовищ в умовах активного прояву гірського тиску цей режим недоцільний.

4. Почерговий випуск через одну.

Показник вилучення підвищується при почерговому випуску руди через 1 дучку, так як при правильно обраних відстанях між дучками можна забезпечити досить повне вписування еліпсоїда випуску в контури гребенів при випуску з дучок ІІ черги. Що стосується гірського тиску, то тут виникають ті ж умови, що і при черговому випуску.

5. Хаотичний (неконтрольований) режим випуску, коли не дотримується черговість включення дучок і кількість випущеної з кожної дучки руди.

Хаотичний є найгіршим режимом випуску, так як ми не знаємо де, скільки руди випущено, скільки залишилося, як переміщається контакт руди з пустими породами. В результаті значна частина руди залишається в гребенях між дучками, збільшується розубоження руди, оскільки спостерігається часті прориви порожніх порід.

При рівномірно-послідовному випуску руди з ряду дучок, розташованих на відстані поверхня контакту руди з породами переміщується практично в горизонтальному положенні до критичної висоти (рис. 7.29), яка дорівнює висоті еліпсоїдів випуску суміжних отворів, які дотикаються між собою. Нижче критичної висоти дучки діють відокремлено і поверхня контакту прогинається, набираючи наприкінці форми воронок випуску.

Критичну висоту визначають за формулами

, м; (7.19)

, м. (7.20)

Тангенс середнього кута руху руди (tgβ) при випуску для дрібнокускової руди можна приймати у межах 7,1…7,3, а для кускової – 3,3…3,4.

Вилучення чистої руди до початку розубоження з обваленої частини блока (панелі) у долях одиниці при рівномірно-послідовній послідовності випуску визначають за формулою

. (7.21)

Рис. 7.29. Випуск руди із зближених отворів

При подальшому здійсненні випуску починається процес засмічення (розубоження), тобто примішування до руди пустих порід, яке в залежності від того, звідки примішуються ці породи, може бути верхнім та боковим (бічним).

Верхнє засмічення зростає значно інтенсивніше і за величиною значно перевищує бокове. На основі досліджень верхнє засмічення починається з висоти шару руди, який у середньому дорівнює

, м. (7.22)

Змінення засмічення (верхнього) у дозах випуску (Q_{n+ 1} – Q_n) при дослідженні динаміки цього процесу визначають за формулою, долі од.

, (7.23)

де γ_п – об’ємна вага розпушених засмічуючих порід, т/м³;
γ_р.м. – об’ємна вага рудної маси у дозі випуску, т/м³

, (7.24)

де γ_р – об’ємна вага руди у розпушеному стані, т/м³; – засмічення по об’єму (об’ємне), част. од.; h_n, h_{n+ 1} – висоти еліпсоїдів випуску, які відповідають об’ємам Q_n та Q_{n+ 1}, м.

Бокове засмічення у дозі випуску можна визначити за формулою, долі од.

, (7.25)

де b ₁ – мала напіввісь еліпсоїда чистої руди, м; b ₂ – мала напіввісь еліпсоїда випуску для даної дози, м; n_к – кількість бокових поверхонь контакту руди з породами.

Бокове засмічення у будь-якій дозі випуску визначають за формулою, част. од.

, (7.26)

де , – бокове засмічення на початку та у кінці дози випуску, част. од.; Q_n, Q_{n+ 1} – об’єми еліпсоїдів випуску на початку та у кінці дози випуску, м³.

Загальне (сумарне) засмічення дорівнює сумі верхнього і бокового засмічення, част. од.

. (7.27)

При розв’язанні задач з визначення показників вилучення руди, економічній оцінці втрат і засмічення та деяких інших показників важливо знати динаміку змінення середнього засмічення з урахуванням видобутої чистої руди в залежності від видалення рудної маси (видимого вилучення), яке визначається за формулою, част. од.

, (7.28)

де – кількість чистої руди в об’ємі еліпсоїда розрахункової висоти h_р у відсотках від запасів блока (панелі), т;
Q_р – об’єм еліпсоїда випуску розрахункової висоти, м³; К_р – коефіцієнт розпушення руди, част. од.; x – кількість засміченої руди у відсотках від запасів блока (панелі); В_ч – вилучення чистої руди, част. од.

Приймаючи різні значення видимого вилучення , визначають для кожної дози випуску середнє засмічення всієї випущеної рудної маси.

Середнє засмічення за розрахунковими дозами випуску визначають за формулою, част. од.

, (7.29)

де – вага розрахункової дози випуску, т; Q_і – об’єм розрахункової дози випуску, м³; – об’ємна вага рудної маси в розрахунковій дозі випуску, т/м³; – засмічення в розрахунковій дозі випуску, част. од.; Т – запас руди, який припадає на одну дучку, т.

Діаграма випуску, визначення показників вилученої руди

Для розв’язання деяких технологічних задач необхідна побудова діаграми випуску відбитої руди з блока (панелі), в якій наочно відтворюється динаміка змінення показників вилучення руди.

Розрахунок та побудову діаграми, представленої на рис. 7.30, виконують на запас руди, який припадає на одну дучку, оскільки отримані результати будуть характерними для всього блока (панелі).

Запас відбитої руди, який припадає на одну дучку, складе, т

, (7.30)

де h_ш – висота шару відбитої руди, м; S – відстань між дучками, м; М – відстань між приймальними виробками, м.

Діаграму випуску будують у координатах: вісь ординат – вміст металу q (корисної копалини), %; засмічення З, %; вісь абсцис – кількість випущеної рудної маси Q, м³; вилучення рудної маси В у відсотках до запасу руди.

Послідовність розрахунків і побудови діаграми випуску є такою:

1. При прийнятих (визначених розрахунком) параметрах системи розробки визначають: запас руди, який припадає на одну дучку Т, критичну висоту h_кр, розрахункову висоту шару руди h_р.

Рис. 7. 30. Діаграма випуску руди: 1, 2…5 – розрахункові дози випуску засміченої руди

2. Визначають вилучення чистої руди В_ч до початку засмічення (долі од., %). Вилучення чистої руди у м³ становитиме

. (7.31)

3. Розраховують об’єм еліпсоїда випуску для розрахункової висоти h_р.

4. Приймають умовні розрахункові дози випуску руди (зазвичай у межах 40…100 м³), приймаючи 5-8 доз. Для кожної дози випуску визначають об’єм випущеної рудної маси, м³

. (7.32)

Наприклад, об’єм третьої дози випуску складе, м³

. (7.33)

5. Для кожної дози Q_і визначають відповідну висоту еліпсоїдів.

6. Визначають величину засмічення у дозах випуску .

7. Для кожної дози визначають вміст металу у видобутій рудній масі q_і, %:

, (7.34)

де P, r – вміст металу, відповідно, у чистій руді (масиві) та засмічуючих породах, %.

8. За результатами розрахунків виконують побудову діаграми випуску – змінення засмічення та якість рудної маси q_і у дозах випуску.

9. Визначають середнє засмічення рудної маси з урахуванням вилучення чистої руди та середню якість видобутої рудної маси , підставляючи замість значення . Отримані результати розрахунків наносять на діаграму випуску.

10. За прийнятим нижнім (бортовим) вмістом металу у дозі випуску, за який приймають межу кондиції або нормативним середнім засміченням, визначають кінцеві показники: видиме вилучення рудної маси В_о, середнє засмічення рудної маси З_сер, середній вміст металу у рудній масі q_сер (пряма І-І на рис. 7.29, яка проведена через точку перетину графіка з прямою q_к).

11. Визначають вилучення і втрати руди із обваленої частини блока (панелі) за формулою, %:

; (7.35)

. (7.36)

У блоках (панелях), які мають бічні поверхні контакту з породами, при визначенні показників видобутку їх для зручності бажано розділити на дві зони (рис. 7.31). Ширину зони II приймають .

У зоні I показники видобутку визначають згідно з наведеною вище методикою, а у зоні ІІ – з урахуванням верхнього і бокового засмічення. Загальне засмічення дорівнює сумі верхнього та бокового. При укрупнених розрахунках можна приймати вилучення чистої руди із зони ІІ у межах 30…45%, а середнє засмічення у 1,2-1,4 рази більше, ніж у зоні І.

Загальні показники видобутку для обваленої частини панелі (блока) визначають за формулами

; (7.37)

, (7.38)

де , – вилучення чистої руди відповідно із зон І та ІІ; , – середнє засмічення руди відповідно у зонах І та ІІ; δ ₁, δ ₂ – питома вага запасів руди у зонах І і ІІ, част. од.

Рис. 7.31. Випуск руди за наявності бокової поверхні контакту відбитої руди з обваленими породами

З метою запобігання передчасного бокового засмічення відстань від крайньої випускної виробки до бічного контакту руди з обваленими пустими породами необхідно приймати з деяким запасом, величина якого приблизно складає 0,02 h, але не менше 0,7…1,0 м (рис. 7.30). Окрім цього, у процесі випуску руди бажано створювати запобіжний бар’єр з обваленої руди шляхом початку випуску з крайнього ряду дучок у зоні ІІ, після випуску 20…30% запасів із зони І, або ж зменшуючи у 1,5-2 рази дози випуску з дучок у зоні ІІ в порівнянні із зоною І.

Системи розробки з обваленням руди і вміщуючих порід, як відомо, характеризуються відносно високим рівнем втрат руди, які становлять у середньому 15…18%, а в окремих випадках сягають 20…25%.

Одним з ефективних заходів із зменшення втрат руди є збільшення видимого вилучення рудної маси із поділом видобутої рудної маси на два потоки – кондиційну товарну руду та некондиційну, засмічену з наступним виділенням із маси цього потоку кондиційної продукції на ДСФ шахт.

В основі цього методу лежить різниця у вмісті металу в дрібній та кусковій фракціях рудної маси. У переважній більшості дрібна фракція рудної маси є значно багатшою, аніж кускова, в яку, як показали дослідження, примішується при випуску велика кількість бідного породного куска. Так, наприклад, на шахтах Кривбасу вміст заліза у дрібній фракції (-10 мм) на 3…12% вище, ніж у кусковій.

При проектуванні технології з вилученням некондиційної засміченої рудної маси і розділенням видобутої рудної маси на два потоки необхідно вирішити наступні завдання:

1. Визначити вихід, якість і показники видобутку товарної рудної маси першого потоку (нижню межу першого потоку).

2. Визначити вихід некондиційної засміченої руди другого потоку.

3. Визначити вихід і якість виділеної з рудної маси другого потоку товарної продукції.

4. Визначити показники видобутку з урахуванням рудної маси другого потоку та економічну ефективність варіанта.

Вихід товарної руди першого потоку, її якість та показники видобутку визначають розрахунками й за діаграмою випуску. Кількість розрахункових доз випуску приймають такою, щоб вилучення рудної маси із обваленої частини блока (панелі) складала 110…120 %.

Вміст металу у дрібній (-10 мм) q_д.д. та кусковій (+10 мм) q_д.к. фракціях визначають за розрахунковими дозами випуску, приймаючи першу на 3…6% меншою межі першого потоку, а останню – яка відповідає 110…120% видимого вилучення. Розрахункові дози зручно приймати кратними 5% видимого вилучення. Наприклад, при нижній межі першого потоку у 92% видимого вилучення розрахункові дози приймають такими: першу – 90…95%; другу – 95…100%; третю – 100…105% і т.д.

Кускуватість рудної маси змінюється в процесі випуску й отримати точні дані про неї складно. Тому без великої погрішності значення кускуватості можна приймати постійними для конкретного випадку за даними практики та результатами контрольних розсіювань.

Некондиційна рудна маса другого потоку видається із діючих блоків (панелей) окремим потоком.

Виділення дрібної товарної фракції із рудної маси другого потоку здійснюють на ДСФ шахт шляхом грохочення (розділення на класи за крупністю).

На рис. 7.32 зображено принципову схему переробки такої рудної маси на ДСФ.

У першу чергу з виданої на поверхню рудної маси другого потоку відокремлюють кускову фракцію +70 (+50) мм на відповідних грохотах, які в залежності від її якості направляють або на вибірку рудного куска й далі у відвал, або на додаткове подрібнення у дробарках.

Рис. 7.32. Принципова схема переробки засміченої руди на ДСФ шахти: 1 – віброгрохот; 2 – конусна дробарка; 3 – радіометричний сепаратор; 4 – бункер мартенівської руди; 5 – породний бункер

Клас -70 (-50) мм розділяють на грохотах на фракції +10…16 мм та -10…16 мм. Підгрохотний продукт (дрібна фракція) є кондиційною товарною продукцією (аглорудою), яка подається на склад і далі реалізується за ціною у відповідності до її якості. Надгрохотний продукт (крупна фракція) при відповідній якості можна додробити на конусних дробарках й знову розділити на фракції +10 мм і -10 мм, або ж він є відходами виробництва та спрямовується у породний відвал.

Некондиційний кусок з породного бункера вивозять у відвал, але можливе його розсіювання на класи за крупністю з наступною реалізацією отриманого матеріалу в якості щебінки для будівництва.

У будь-якому випадку економічна доцільність видобутку й переробки рудної маси другого потоку визначається умовою, коли сума прямих затрат на видобуток і переробку рудної маси цього потоку буде меншою, ніж прибуток, який буде отримано від реалізації товарної частини з другого потоку.

Згідно з виконаними розрахунками видобуток рудної маси двома потоками дає можливість зменшити рівень втрат руди в надрах у середньому на 2,5…4%.

Особливості випуску обваленої руди з блоків (панелей) із похилими стінками

У багатьох випадках блоки (панелі) відпрацьовують при одній або двох похилих бокових стінках під кутом, який у переважній більшості дорівнює куту падіння покладу. Випуск обваленої руди при цьому має деякі особливості, головною з яких є утворення на лежачому боці покладу поза зоною впливу випускних отворів так званої «мертвої» зони.

Контури цієї зони обмежуються зі сторони лежачого боку контактом руди з породами лежачого боку, а зі сторони висячого боку – утворюючою воронки випуску першого ряду воронок, а далі з висоти – прямою, яка є паралельною контакту порід висячого боку.

Побудовою утворюючої воронки випуску досить точно визначають контури «мертвої» зони. З достатньою для практичних цілей точністю цей контур зі сторони висячого боку обмежують прямою під кутом випуску відбитої руди (рис. 7.33).

Рис. 7.33. Схема випуску руди з блоків із похилими стінками

Кількість руди в «мертвій» зоні, згідно з Г.М. Малаховим [8], є функцією безрозмірної величини

, (7.39)

де h – висота шару обваленої руди у блоці (панелі), м; N – горизонтальна потужність покладу, м; α – кут падіння покладу, град.; n_р – кількість рядів випускних воронок у лежачому боці, шт.

Відносні запаси руди, які потрапляють у «мертву» зону і є умовними втратами, можна визначити за такими формулами:

а) при стійких породах висячого боку, які не обвалюються вслід за випуском руди:

; (7.40)

; (7.41)

б) при породах висячого боку, які обвалюються вслід за випуском руди

; (7.42)

, (7.43)

де В_д, В_к – умовні втрати руди відповідно при дрібнокускових та кускових рудах.

Кількість руди в «мертвій» зоні лежачого боку при несприятливих умовах може сягати до 50-70% від запасів блока (панелі).

З метою зменшення цих втрат при проектуванні систем розробки з масовим обваленням необхідно здійснити низку заходів.

1. Перший ряд дучок зі сторони лежачого боку при кутах падіння покладу менше 65-70° необхідно заглиблювати у породи лежачого боку (рис. 7.34 а), при цьому чим менше кут падіння покладу, тим більше має бути це заглиблення. Оптимальну величину заглиблення визначають з урахуванням вартості додаткових обсягів проведення робіт по пустим породам та кількістю додатково вилученої руди.

2. Проведення додаткових уловлюючих випускних воронок у лежачому боці – ефективний та широко застосовуваний на практиці спосіб зниження втрат руди (рис. 7.34 б).

3. Попереднє виймання запасів руди з «піонер-камери» лежачого боку при достатньо стійких рудах (рис.7.34 в).

У покладі зі сторони лежачого боку відпрацьовують камеру (компенсаційний простір) з кутом нахилу стінки зі сторони висячого боку, який дорівнює куту руху руди при її випуску. Камеру заповнюють обваленими пустими породами, утворюючи штучний лежачий бік, кут нахилу якого забезпечує зменшення рівня втрат відбитої руди у «мертвій» зоні до необхідного значення. Даний спосіб є досить ефективним, оскільки втрачається тільки частина запасів руди, яка знаходиться у тимчасовій стелині над камерою.

При відпрацюванні покладів великої потужності з недостатнім кутом падіння інколи зі сторони лежачого боку залишають трикутну призму руди, яку розташовують у контурах «мертвої» зони. Запаси руди у цій призмі відробляють після виймання основних запасів блока (підповерху), застосовуючи різні варіанти системи підповерхового обвалення. Послідовність відпрацювання цих запасів показано на рис. 7.34 г.

Рис. 7.34. Основні способи зменшення втрат руди на лежачому боці покладу: а – заглиблення перших пар дучок у породи лежачого боку; б – проведення додаткових прийомних виробок у лежачому боці; в – попереднє виймання запасів руди у «піонер-камері» лежачого боку; г – залишення у лежачому боці трикутної призми з наступною її відробкою; І, ІІ, ІІІ, IV – послідовність відпрацювання ділянок блока

Випуск руди з блоків (панелей) з похилими стінками необхідно здійснювати рівномірно-почерговими рівними дозами з дучок, які потрапляють у зону проекції верхнього контакту на днище. Наступні ряди дучок включають в «роботу» в міру досягнення поверхнею контакту руди з породами осі дучок. Іншими словами, випуск руди виконують дозами, які пропорційні висоті шару руди над даними дучками.

Способи та режими випуску руди з блоків (панелей)

Під способами і режимами випуску обваленої руди розуміють, яким чином, на якій площі, у якій послідовності та якими разовими дозами виконують випуск руди з блоків (панелей).

На практиці переважно застосовують наступні способи:

– площинний донний випуск через дучки або торці виробок;

– пошаровий торцевий випуск.

Площинний донний випуск застосовують при системах розробки підповерхового та поверхового обвалення. У варіантах із масовим обваленням руди по площі блоку (панелі) від 60 до 700 м² при підповерховому та до 1500…2000 м² при поверховому обваленні руди випускають на прийомні виробки через дучки у певній послідовності по всій площі панелі або блока.

Рівень втрат і засмічення руди визначається в основному площею блока (панелі), яка припадає на одну випускну виробку, висотою шару обваленої руди, режимом випуску.

При площинному випуску кожна дучка задіюється періодично через певний час, що визначає частоту випуску руди, яку оцінюють часом поміж наступними включеннями в роботу. На практиці частота випуску становить від однієї до 2…3 діб у залежності від площі обваленого масиву. Поміж чергами випуску руда у зоні впливу дучок ущільнюється, а сипкі властивості руди погіршуються й підвищується гірський тиск на виробки днища. Тому важливо застосовувати комплекс заходів, які забезпечують підтримання відбитої руди у розпушеному стані за рахунок оптимальної площі панелі (блоку), застосування високопродуктивних засобів випуску і доставки руди, підвищення якості подрібнення руди при її відбійці.

Площинний донний випуск виконують:

- через випускні дучки прийомними воронками або траншеями;

- через торці прийомних виробок без проведення дучок і воронок (площинно-торцевий випуск).

Випускні виробки розташовують рівномірно по площі панелі (блока). Відстань між виробками необхідно приймати мінімальною, яка забезпечує міцність та стійкість днища на час відпрацювання запасів блока (панелі).

Торцевий випуск руди (площадний або пошаровий) застосовують переважно у поєднанні з відбійкою руди на «затиснене» середовище. Особливістю торцевого випуску є відсутність випускних дучок, а відбита руда безпосередньо потрапляє на підошву виробки. Випуск виконують при наявності двох-трьох контактів (одного верхнього та одно-двох бокових) з пустими породами. Внаслідок цього значно зростає питома площа контакту відбитої руди з пустими породами, що негативно впливає на показники видобутку руди, тобто збільшуються її втрати і засмічення у порівнянні із площадним донним випуском. Тому застосування такої технології є доцільним при відпрацюванні руд, які добре піддаються збагаченню за відносно простими і дешевими схемами, наприклад, сухою магнітною сепарацією, що дає можливість суттєво підвищити рівень вилучення руди з надр та покращити якість видобутої рудної маси.

На практиці в основному застосовують торцевий випуск із випереджаючою відбійкою руди та пошаровий торцевий випуск.

Торцевий випуск з випереджаючою відбійкою руди (рис. 7.35 а) застосовують при системах розробки підповерхового та поверхового примусового обвалення. Руду відбивають із бурових виробок, розташованих на одному або декількох горизонтах з випередженням по відношенню до випуску на величину, яка дорівнює ширині (товщині) одночасно обвалюваного масиву за умови його відбійки на «затиснене» середовище, що становить 8…15 м. Над прийомними виробками залишають захисний цілик, який у процесі випуску руди періодично погашають окремими ділянками по 1,5…2,5 м підриванням шпурових зарядів.

Еліпсоїди випуску за таких умов розвиваються нормально, не дотикаючись вертикальної стінки масиву руди, що дає можливість отримання значно кращих показників вилучення руди у порівнянні з пошаровим торцевим випуском.

Суттєвий вплив на результати випуску мають якість подрібнення руди, величина заглиблення робочого органу машин у навал руди, ширина прийомної виробки та послідовність завантаження по ширині, відношення висоти шару відбитої руди до довжини обваленої ділянки, ширини випускної щілини у торці виробки.

Рис. 7.35. Варіанти торцевого випуску руди: а – з випереджаючою відбійкою руди із залишенням запобіжного цілика над випускною виробкою; б – пошаровий без залишення цілика над буродоставочною виробкою

Пошаровий торцевий випуск застосовують переважно при підповерховому обваленні. Руду у межах підповерху висотою 10…16 (до 20) м відбивають вертикальними або похилими шарами товщиною 2…3 м й обвалену руду випускають через торці виробок (рис. 7.35 б). Товщину та висоту шару, який відбивається, форму поперечного перерізу приймають, виходячи з умови найбільш повного «вписування» у нього еліпсоїдів випуску.

Для покращення показників видобутку руди за рахунок кращого розвитку фігур випуску відпрацювання доцільно здійснювати парними шарами.

Дуже важливим параметром при даному способі випуску є відношення висоти шару обваленої руди до її товщини (h / S’). Згідно з дослідженнями [9]. це відношення повинно бути у межах 2,7…3,5. При відпрацюванні парними шарами А.П. Григор’єв пропонує це відношення дещо збільшувати, а саме до величини 2,75…3,75 [10].

Дослідженнями на моделях, проведеними Г.М. Малаховим та В.Р. Безухом [8], показано, що вилучення чистої руди до початку засмічення пропорційне безрозмірній величині й визначається за формулою

, (7.44)

де М – відстань між приймальними виробками, м.

При варіантах системи розробки підповерхового обвалення з пошаровим торцевим випуском руду відбивають вертикальними або крутопохилими шарами під кутом 70…110°. Кут нахилу 70…85° застосовують при кускуватості обвалених порід меншій, ніж кускуватість відбитої руди, щоб утворювана рудна консоль запобігала проникненню порід з верхнього контакту.

У випадку, коли кускуватість руди є меншою, ніж пустих порід, кут нахилу шару доцільно приймати 100…110°, а при однаковій кускуватості руди і порід відбійку рудного масиву здійснюють вертикальними шарами.

За даними лабораторних досліджень максимальне вилучення рудної маси в залежності від співвідношення h / S’ досягається при кутах нахилу шару, наведених нижче:

Визначення оптимального видимого вилучення рудної маси при масовому випуску. При системах розробки з обваленням і випуском руди під налягаючими породами втрати і засмічення взаємопов’язані поміж собою. Із збільшенням видимого вилучення рудної маси втрати зменшуються, а засмічення – зростає, й навпаки, зменшення видимого вилучення призводить до зростання втрат і зниження рівня засмічення видобутої рудної маси. Кожному значенню видимого вилучення відповідає визначений у кожному конкретному випадку рівень втрат і засмічення.

Як відомо, втрати і засмічення руди суттєво впливають на економічні показники роботи як гірничовидобувного підприємства (шахти), так і всієї галузі. У залежності від видимого вилучення економічні наслідки втрат і засмічення можуть мати як позитивні, так і негативні наслідки.

Вилучення рудної маси вважається оптимальним, якщо наслідки від втрат і засмічення руди в залежності від прийнятого критерію будуть мінімальними (критерій – економічні збитки), або максимальними (критерій – прибуток). Завдання визначення оптимального рівня вилучення В_опт одночасно є й завданням вибору оптимального варіанта розробки та встановлення нормативного рівня втрат і засмічення руди.

Найбільш поширені методики оцінки економічних наслідків від втрат і засмічення руди розроблені М.І. Агошковим, Р.П. Каплуновим, В.Р. Іменітовим, С.Є.Нікуліним, В.А. Шестаковим та іншими дослідниками. При цьому використовувалися різні критерії оцінки: економічні збитки, прибуток, рента й ін. З урахуванням змінення економічної кон’юнктури вони є правомірними, оскільки при вирішенні поставленого завдання у підсумку нас цікавить не абсолютне значення економічних наслідків, а їх різниця при порівнянні різних варіантів.

При використанні в якості критерію оцінки отримуваного прибутку на 1 т балансового запасу його значення можна визначити за формулою, грн/т

, (7.45)

де П, З – відповідно коефіцієнти втрат і засмічення руди, долі од.; Ц_в – вилучена цінність 1 т видобутої рудної маси, яку приймають рівною гуртовій (оптовій) ціні 1 т руди у відповідності до її якості, грн/т; С_в – собівартість видобутку та первинної переробки 1 т рудної маси (повна шахтна собівартість), грн/т.

Для розв’язання багатьох задач оптимізації параметрів, показників систем розробки, затрати на видобуток і переробку 1 т рудної маси можна визначити за формулою В.А. Шестакова [47], грн/т

, (7.46)

де А ₁ – амортизація основних фондів та відрахування на геологорозвідувальні роботи запасів руди, грн/т; А ₂ – затрати на підготовчі та нарізні роботи, віднесені на 1 т запасів руди, грн/т; А ₃ – затрати на відбійку 1 т запасів руди, грн/т; А ₄ – затрати на кріплення і закладку, віднесені на 1 т руди, грн/т; А ₅ – затрати на випуск, доставку, навантаження та вторинне подрібнення на 1 т руди, грн/т; А ₆ – затрати на подрібнення 1 т руди у підземних дробарках, грн/т;
А ₇ – затрати на транспортування до ствола шахти, підйом на поверхню, транспорт та переробку рудної маси на ДСФ, віднесені на 1 т руди, грн/т; А ₈ – затрати на транспорт 1 т руди споживачеві (затрати на збут), грн/т.

У залежності від характеру вирішуваної задачі можна враховувати не всі, а тільки частину складових затрат. Так, у відповідності до поставленої задачі поточні враховувані затрати можна представити у вигляді, грн/т:

. (7.47)

Затрати на випуск, доставку, вторинне подрібнення рудної маси можна визначити за формулою, грн/т

, (7.48)

де З_в.д. – змінна заробітна плата на випуску, доставці та вторинному подрібненні руди, грн/т; Р_е – змінна експлуатаційна продуктивність очисного вибою (засобу доставки), т/зміну; Ц_обл – вартість устаткування та засобів випуску і доставки руди, грн.; δ – норма амортизаційних відрахувань на використовуване обладнання, %; n_зм – кількість змін у році, протягом яких задіяно обладнання на випуску і доставці руди, шт.; Ц_ВР – вартість ВР на відбійку та вторинне подрібнення руди, грн/кг; q_ВР – питомі витрати ВР на відбійку та вторинне подрібнення, кг/т; Ц_ел – ціна 1 кВт·год електроенергії; q_ел – питомі витрати електроенергії при випуску і доставці 1 т руди, кВт·год/т.

Установивши закономірності змінення засмічення, якості рудної маси, розрахувавши та здійснивши побудову діаграми випуску для конкретного випадку, задають певні значення видимого вилучення рудної маси (наприклад, 80%, 90%, 100%, 110%). Для кожного із значень видимого вилучення визначають середнє засмічення, середній вміст металу у видобутій рудній масі та визначають втрати руди, %

. (7.49)

За формулою визначають величину прибутку й за отриманими значеннями будують залежність П = f (В_о). Оптимальному варіантові буде відповідати максимальний прибуток. За діаграмою випуску руди встановлюють показники вилучення при оптимальному варіанті, які й будуть нормативними для заданих умов.