Научная статья на тему 'Геотехнологическая стратегия подземной разработки Тарыннахского и Горкитского железорудных месторождений'

Геотехнологическая стратегия подземной разработки Тарыннахского и Горкитского железорудных месторождений Текст научной статьи по специальности «Горное дело»

CC BY
190
5
Поделиться
Ключевые слова
КОМБИНИРОВАННАЯ РАЗРАБОТКА / COMBINED DEVELOPMENT / ПОДКАРЬЕРНЫЕ ЗАПАСЫ / UNDERLYING RESERVES / ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНАЯ ПОДУШКА / PROTECTING CUSHION / ЭТАЖНОЕ ОБРУШЕНИЕ / ВОСХОДЯЩИЙ ПОРЯДОК ОТРАБОТКИ / ПОДЗЕМНОЕ ОБОГАЩЕНИЕ / LEVEL CAVING / ASCENDING ORDER OF DEVELOPMENT / SUBSURFACE CONCENTRATION

Аннотация научной статьи по горному делу, автор научной работы — Соколов Игорь Владимирович, Смирнов Алексей Алексеевич, Антипин Юрий Георгиевич, Никитин Игорь Владимирович, Барановский Кирилл Васильевич, Соломеин Юрий Михайлович

Разработана схема вскрытия Тарыннахского и Горкитского месторождений, сконструированы системы их отработки при нисходящем и восходящем порядках отработки. При нисходящем порядке отработки используется система с этажным принудительным обрушением и отбойкой восходящими веерами скважин. Выемка подкарьерных запасов осуществляется под предохранительной подушкой породной или рудной. При восходящем порядке отработки предлагается использовать системы с сухой закладкой выработанного пространства и применять подземный обогатительный комплекс. В этом случае происходит гармоничное сочетание необходимости заполнения выработанного пространства и необходимости размещения отходов производства.

Похожие темы научных работ по горному делу , автор научной работы — Соколов Игорь Владимирович, Смирнов Алексей Алексеевич, Антипин Юрий Георгиевич, Никитин Игорь Владимирович, Барановский Кирилл Васильевич, Соломеин Юрий Михайлович,

Geotechnological strategy of underground mining Tarinnachsky and Gorkitsky iron ore deposits

The scheme of Tarinnachsky and Gorkitsky deposits opening is elaborated, the systems of their development by ascending and descending orders are designed. The system of level induced caving and blast holes ring breaking is employed when the descending order is applied. Mining extraction of underlying reserves is performed under protecting rock or ore cushion. The systems with dry stowing and a subsurface concentration complex are to be applied when the deposit is developed by ascending order. In this case the harmonic combination of both the necessity of stowing and production wastes arrangement takes place.

Текст научной работы на тему «Геотехнологическая стратегия подземной разработки Тарыннахского и Горкитского железорудных месторождений»

МИР ГОРНОЙ КНИГИ

ИЗДАНИЕ ОСУЩЕСТВЛЯЕТСЯ ПРИ СОДЕЙСТВИИ:

Издательства "Горная книга",

Инвестиционного фонда поддержки горного книгоиздания, проект ГИАБ-2915-15

РЕДАКЦИОННАЯ КОЛЛЕГИЯ Горного информационно-аналитического бюллетеня

Главный редактор

Л.Х. ГИТИС - Издательство «ГОРНАЯ КНИГА» Члены редколлегии

A.А. АБРАМОВ - мги ниту «МИСиС»

B.Н. АМИНОВ - Петрозаводский ГУ

В.А. АТРУШКЕВИЧ - МГИ НИТУ «МИСиС» А.А. БАРЯХ - ГИ УрО РАН

Н.А. ГОЛУБЦОВ - Издательство «ГОРНАЯ КНИГА» Е.В. ДМИТРИЕВА - Издательство «ГОРНАЯ КНИГА»

A.Б. ЖАБИН - Тульский ГУ

B.Н. ЗАХАРОВ - ИПКОН РАН Д.Р. КАПЛУНОВ - ИПКОН РАН В.А. КОВАЛЁВ - КузГТУ М.В. КУРЛЕНЯ - ИГД СО РАН

A.Б. МАКАРОВ - рггру

B.Н. ОПАРИН - ИГД СО РАН

В.Л. ПЕТРОВ - МГИ НИТУ «МИСиС» И.Ю. РАССКАЗОВ - игд дво ран

B.Л. ШКУРАТНИК-МГИ НИТУ «МИСиС»

C.А. ЭПШТЕЙН - МГИ НИТУ «МИСиС»

Журнал основан в 1992 г.

ISSN 0236-1493

ГОРНЫЙ

ИНФОРМАЦИОННО-

АНАЛИТИЧЕСКИЙ

БЮЛЛЕТЕНЬ

(НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКИЙ ЖУРНАЛ)

MINING INFORMATIONAL AND ANALYTICAL BULLETIN

(SCIENTIFIC AND TECHNICAL JOURNAL)

УСЛОВИЯ УСТОЙЧИВОГО ФУНКЦИОНИРОВАНИЯ МИНЕРАЛЬН0-СЫРЬЕВОГО КОМПЛЕКСА РОССИИ Выпуск 3

СПЕЦИАЛЬНЫЙ ВЫПУСК 15

/\ ИЗДАТЕЛЬСТВО J |) 1 Ц

«ГОРНАЯ КНИГА» — V I

Издание осуществляется при финансовой поддержке Российского фонда фундаментальных исследований по проекту № 15-05-20261

Книга соответствует «Гигиеническим требованиям к изданиям книжным для взрослых» СанПиН 1.2.1253-03, утвержденным Главным государственным санитарным врачом России 30 марта 2003 г. (ОСТ 29.124-94). Санитарно-эпидемиологическое заключение Федеральной службы по надзору в сфере защиты прав потребителей и благополучия человека № 77.99.60.953. Д.014367.12.14

УДК 622 ББК 33 У74

Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России. Выпуск 3: Горный информа-У74 ционно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал) Mining Infor-mational and analytical bulletin (scientific and technical journal).— 2015 — № 4 (специальный выпуск 15).—248 с— М.: Издательство«Горная книга».

ISSN 0236-1493 (в пер.)

В сборнике представлены результаты исследований в области комплексного экологически сбалансированного освоения месторождений твердых полезных ископаемых комбинированными геотехнологиями. Определены условия устойчивого функционирования горнотехнических систем в изменяющихся горно-геологических, горнотехнических и социально-экономических условиях. Дано развитие научно-методической базы проектирования комбинированных геотехнологий, обоснованы сроки и этапы развития горных работ при сочетании на осваиваемом участке недр различных способов добычи. Представлены методики расчета проектных параметров отдельных процессов физико-технических и физико-химических способов добычи. Приведены результаты физических исследований геотехнологических процессов. Уделено внимание конструированию горнотехнических систем комплексного освоения месторождений для модернизации горных предприятий и обеспечения устойчивого общественного развития. По материалам Международных конференций «Комбинированная геотехнология» за 2013-2015 гг.

УДК 622 ББК 33

ISSN 0236-1493 © Коллектив авторов, 2015

© Издательство «Горная книга», 2015 © Дизайн книги.

Издательство «Горная книга», 2015

- © Д.Р. Каплунов, М.В. Рыльникова,

Д.Н. Радченко, 2015

УЛК 553.04:351.711:338

Д.Р. Каплунов, М.В. Рыльникова, Д.Н. Радченко

НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАННОГО ЦИКЛА КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ И СОХРАНЕНИЯ НЕДР ЗЕМЛИ *

На основе анализа практики проектирования горнодобывающих предприятий в России и за рубежом с позиций экологической безопасности освоения недр и социальной ответственности недропользователя сформулировано понятие экологически сбалансированного цикла комплексного освоения и сохранения недр Земли. Для условий разработки месторождений твердых полезных ископаемых приведены принципы проектирования экологически сбалансированного цикла.

Ключевые слова: Комплексное освоение недр, сохранение недр Земли, окружающая среда, среда обитания человека, экологическая безопасность, проектирование.

В последние десятилетия в мировой фундаментальной науке, неразрывно связанной с инжинирингом и созданием инновационных технологий, в различных отраслях жизнедеятельности мощное развитие получило проектирование технологий, основанное на принципах устойчивого экологически сбалансированного развития.

Наиболее распространенное определение устойчивого развития было сформулировано в 1987 году в докладе «Наше общее будущее» Мировой комиссии по развитию и окружающей среде [1]. Согласно этому докладу, устойчивое развитие должно отвечать современным потребностям, не ставя под угрозу возможность удовлетворения потребностей будущих поколений. В этой связи устойчивое развитие добычи полезных ископаемых должно опираться на социальную, экологическую и экономическую эффективность, а также на технологическое совершенство и безопасность ведения работ [2].

Исследования выполняются при поддержке Российского научного фонда (грант 14-37-00050).

Важно отметить, что если в сфере горной науки и промышленности России концепция устойчивого экологически сбалансированного развития в данном аспекте только формулируется, и, в ряде случаев, воспринимается даже негативно, то в развитых горнодобывающих странах проектирование горнодобывающих и горно-перерабатывающих производств недопустимо без реализации данного концептуального базиса. Так, правительство Австралии на законодательном уровне обязывает горнодобывающие компании работать исключительно по проектам, отвечающим принципам устойчивого развития. По правительственному заказу в центре устойчивого развития горного дела в Университете Нового Южного Уэльса был составлен список технологий и принципов, характеризующих самые передовые наработки в области добычи полезных ископаемых [3]. В соответствии с этим была разработана программа «Передовые наработки устойчивого развития в горном деле», запущенная в Австралии в 2006 году, которая явилась продолжением работ в области управления воздействием на окружающую среду в горном деле [4]. По существу, эта программа сравнима с европейской системой «Наилучшие доступные технологии» (BAT) и призвана обеспечить своевременную техническую и технологическую модернизацию горнодобывающего производства в соответствии с принципами устойчивого развития [5, 6]. Продуктом реализации программы в Австралии стали перечни и описания технологий, относящихся ко всем этапам жизненного цикла горнодобывающих предприятий: разведки, оценки, проектирования, строительства, функционирования, закрытия и рекультивации земель.

Согласно разработанным принципам, ни одно проектное технологическое решение, связанное с разведкой месторождений полезных ископаемых, разработкой ТЭО, рабочим проектированием горного предприятия, его строительством, эксплуатацией, техническим перевооружением или ликвидацией не может быть реализовано без детально проработанных и согласованных в широких кругах решений в области охраны окружающей среды.

Горнодобывающие компании, принимающие принципы устойчивого развития, обеспечивают себе «социальную лицензию» на ведение горных работ, улучшают свои производственные показатели и производят своевременную техническую и технологическую модернизацию производства. Кроме того, горная отрасль в целом становится более ответственной, безопасной и устойчивой, не входя при этом в конфликт с местными общинами и коренным населением.

В отечественной практике проектирования горных предприятий до настоящего времени решения в области экологической безопасности и социальной ответственности ограничиваются оценкой уровня воздействия на окружающую среду и величиной налогов в бюджеты всех уровней. В результате, экологический аспект прорабатывается только на уровне констатации фактов, когда оценивается количество сбросов-выбросов в окружающую среду на стадии проектирования, а также производится непрерывный экологический мониторинг в период функционирования горного предприятия, носящий также, преимущественно, констатирующий характер. Социальные последствия, связанные с формированием новой, зачастую непригодной для жизни человека средой обитания, до настоящего времени не оцениваются.

В работах, выполненных под руководством академика К.Н. Трубецкого убедительно доказано, что принцип нормирования концентраций загрязняющих веществ по ПДК несостоятелен [7]. При разработке какого-либо показателя ПДК определяется реакция на первичное загрязняющее вещество одного объекта - организма человека без учета его взаимодействия с окружающей средой. При этом не учитывается, что на тот же организм человека в зоне функционирования горнодобывающих и перерабатывающих предприятий действует совокупность загрязняющих веществ, которые вместе взятые оказывают качественно принципиально иное влияние. Воздействие техногенных факторов на состояние окружающей природной среды - среды обитания человека при проектировании горных предприятий не учитывается вовсе. То есть, учет и нормирование вторичных загрязняющих веществ, поступающих в организм человека из окружающей среды (вода, еда, воздух), и ранее поступивших в нее в виде первичных, не являются предметом и объектом оценки горных проектов как превентивной меры, обеспечивающей реализацию экологически сбалансированной политики горных предприятий.

Таким образом, декларируемая охрана окружающей среды в ходе проектирования и функционирования горнодобывающих и горно-перерабатывающих производств, в настоящее сводится преимущественно к соблюдению требований промсанитарии. Поэтому в [7] справедливо указано, что «... даже при самом скрупулезном выполнении всех установленных санитарно-гигиенических нормативов, природная среда в зонах техногенного воздействия все равно неизбежно разрушается».

При взаимодействии горного производства с окружающей средой сохранение и улучшение условий обитания человека в хо-

де освоения недр может быть достигнуто только целенаправленным изменением применяемых технологических процессов добычи и переработки полезных ископаемых.

Для наработки фундаментального базиса проектирования горных предприятий и приведения отечественной практики горного проектирования в соответствие с требованиями международных экологических стандартов в ИПКОН РАН была сформулирована концепция экологически сбалансированного цикла комплексного освоения и сохранения недр Земли в ходе разработки месторождений полезных ископаемых и создана лаборатория по изучению закономерностей экологически безопасных технологических процессов [8].

Под экологически сбалансированным циклом комплексного освоения месторождений полезных ископаемых понимается заданная последовательность повторяющихся технологических операций эксплуатации участка недр, в которой каждая составляющая технологических процессов извлечения полезных ископаемых из недр и ценных компонентов из минерального вещества сбалансирована по качественно-количественным показателям с характеристикой природной среды и параметрами техногенно-измененяемых земных недр.

В этой связи, в ходе исследований параметров и условий реализации экологически сбалансированного цикла комплексного освоения месторождений были разработаны решения по управляемому обращению минерального вещества на всех стадиях недропользования - от геологической разведки и установления требований к качеству руд и техногенного сырья до обоснования перечня геотехнологических процессов экологически сбалансированного цикла комплексного освоения недр, включая утилизацию конечных отходов в выработанном пространстве недр, и воссоздания осваиваемого участка недр с формированием его новых полезных свойств.

Важно отметить, что ключевым принципом проектирования горнодобывающих и горно-перерабатывающих производств должно быть количественное измерение показателей эффективности технологических процессов в части влияния на окружающую среду с учетом потенциала экологически сбалансированного цикла освоения недр на всех стадиях развития.

Для этого в ходе научно-исследовательских работ выявляется перечень и характеристика технологических процессов добычи и переработки минерального сырья, оказывающих негативное влияние на среду обитания человека. Составляется перечень источни-

ков загрязнения окружающей среды и объемов поступления загрязняющих веществ в ходе реализации технологических процессов, характерных для проектируемого горного предприятия. Выявляются виды новых и/или специфических для конкретных горнодобывающих и горно-перерабатывающих производств видов поллютантов, оказывающих негативное влияние на состояние среды обитания человека.

К каждому из технологических процессов предъявляются требования по обоснованию режимов и параметров технологий, обеспечивающих минимально возможный уровень воздействия на окружающую среду. Прорабатывается сценарий управляемого обращения каждым элементарным объемом минерального вещества, извлеченным из недр для недопущения миграции ценных компонентов в ходе транспортирования, складирования и хранения твердых и жидких отходов производства, прямых сбросов в окружающую среду и т.п.

На стадии научно-исследовательских работ, предшествующих проектированию, выполняется факторный анализ условий формирования потоков природного и техногенного минерального сырья в цикле комплексной разработки месторождений и переработки сырья. Оценивается значимость факторов загрязнения окружающей среды тем или иным видом минерально-сырьевых потоков. Устанавливаются закономерности формирования технологических свойств минерально-сырьевых потоков природного и техногенного сырья в свете перспектив управления ими в экологически сбалансированном цикле освоения месторождений полезных ископаемых.

Результатом исследований параметров процессов экологически сбалансированного цикла комплексного освоения месторождений твердых полезных ископаемых являются сформулированные подходы к проектированию, соблюдение которых на последующих стадиях проектирования и эксплуатации горных предприятий будет способствовать формированию качественно новых показателей среды обитания человека по сравнению с традиционными проектными решениями.

Принципы сохранения экологического равновесия в регионах освоения месторождений на протяжении всего срока эксплуатации участка недр должны быть заложены в проекты всех горных предприятий и контролироваться государственными органами не только по факту сбросов - выбросов в окружающую среду и наложения соответствующих штрафов, а по содержанию интегрированных превентивных экологических мер, снижающих риски

негативных проявлений от воздействия горнодобывающих и перерабатывающих производств на окружающую среду на стадии проектирования технологических процессов с минимизацией их негативного воздействия на экосистему в районе функционирования горно-перерабатывающих производств. Для этого на законодательном уровне должны быть закреплены принципы непрерывного применения в ходе проектирования и разработки месторождений полезных ископаемых экологически сбалансированного освоения недр.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Bruntland, G. (ed.), (19S7), "Our common future: The World Commission on Environment and Development", United Nations, Oxford University Press.

2. Auty, R.M. andMikesell, R.F., 199S, Sustainable Development in Mineral Economies. Clarendon Press, Oxford.

3. A guide to leading practice sustainable development in mining, Australian Government Department of Resources, Energy and Tourism, 2011. URL:http://www.industry.gov.au/resource/Documents/LPSDP/guideLPSD.pdf

4. Environment Australia 199Б, Best Practice Environmental Management in Mining Series—Onshore Minerals and Petroleum Exploration. Available at http://www.ret.gov.au/resources/Documents/LPSDP/BPEMOnshoreExp.pdf

Б. Beceлoвa K.A. Наилучшие доступные технологии: реализация комплексного подхода // Экология производства, 2010, № 12, с. SS-90.

6. Pecурc Европейской комиссии по окружающей среде URL: http://eippcb.jrc.ec.europa.eu/reference/

7. Трубeцкoй К.H., Гaлчeнкo Ю.П., Буршв Л.И. Экологические проблемы освоения недр при устойчивом развитии природы и общества. M.: OOO Издательство «Научтехлитиздат», 2003. - 262 с.

5. Рыльникова М.В., Paä4e^o Д.Н. Создание в России научного центра по изучению экологически сбалансированного цикла комплексного освоения месторождений твердых полезных ископаемых // Рыльникова MB., Радченко Д.Н. //Горный журнал, 2014. -№12. -С.4-7. S2S

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Каплунов Давид Родионович - член-корреспондент РАН, профессор, доктор технических наук, главный научный сотрудник, kapdan@rambler.ru, Рыльникова Марина Владимировна - профессор, доктор технических наук, зав. отделом теории проектирования освоения недр, rylnikova@mail.ru, Радченко Дмитрий Николаевич - доцент, кандидат технических наук, старший научный сотрудник, mining_expert@mail.ru, ИПКОН РАН.

UDC 553.04:351.711:338

SCIENTIFIC AND METHODOLOGICAL BASES OF DESIGN OF ECOLOGICALLY BALANCED CYCLE OF COMPREHENSIVE EXPLOITATION AND CONSERVATION OF THE EARTH'S RESERVES

KaplunovDavid Radionovich, Corr.-Corr. Russian Academy of Sciences, Russia, Rylnikova Marina Vladimirovna, professor, Doctor of Technical Sciences, manager of department of the design theory of mining exploitation, Russia, Radchenko Dmitry Nicolayevich, Candidate of Technical Sciences, Docent, Senior Researcher of department of the design theory of mining exploitation, Russia.

The concept of ecologically balanced cycle of comprehensive exploitation and conservation of the Earth's reserves based on the analysis of the practice of mining design enterprises in Russia and abroad, from the standpoint of environmental safety and social responsibility is represents. The foundations of ecologically balanced cycle exploitation of solid mineral deposits are given.

Key words: Comprehensive exploitation of mineral resources, environment, human habitat, environmental safety, design.

REFERENCES

1. Bruntland, G. (ed.), (1987), "Our common future: The World Commission on Environment and Development", United Nations, Oxford University Press.

2. Auty, R.M. and Mikesell, RF, 1998, Sustainable Development in Mineral Economies. Clarendon Press, Oxford.

3. A GUIDE TO LEADING PRACTICE SUSTAINABLE DEVELOPMENT IN MINING, Australian Government Department of Resources, Energy and Tourism, 2011. URL: http: //www.industry.gov. au/resource/Documents/LPSDP/guideLPSD. pdf.

4. Environment Australia 1995, Best Practice Environmental Management in Mining Series-Onshore Minerals and Petroleum Exploration. Available at http://www.ret.gov.au/ resources/Documents/LPSDP/BPEMOnshoreExp.pdf

5. Veselova K.A. Nailuchshie dostupnye tehnologii: realizacija kompleksnogo podhoda (Best Available Techniques: an integrated approach)// Jekologija proizvodstva, 2010, No 12, pp. 88-90.

6. Resurs Evropejskoj komissii po okruzhajushhej srede URL: http://eippcb.jrc.ec. eu-ropa.eu/reference.

7. Trubeckoj K.N., Galchenko Ju.P., Burcev L.I. Jekologicheskie problemy osvoenija nedr pri ustojchivom razvitii prirody i obshhestva (Ecological problems of development of mineral resources in the sustainable development of nature and society). Moscow: OOO Iz-datel'stvo «Nauchtehlitizdat», 2003. 262 p.

8. Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N. Sozdanie v Rossii nauchnogo centra po izucheniju jekologicheski sbalansirovannogo cikla kompleksnogo osvoenija mestorozhdenij tverdyh poleznyh iskopaemyh (Creating a Russian research center for the study of ecologically balanced cycle of integrated development of solid mineral deposits) // Ryl'nikova MV., Radchenko D.N. //Gornyj zhurnal, 2014. No 12. pp.4-7.

© C.B. Канзычаков, B.H. Василец,

В.А. Пикалов, A.B. Соколовский, 2015

УДК 622.333.06

С.В. Канзычаков, В.Н. Василец, В.А. Пикапов, A.B. Соколовский

ОБОСНОВАНИЕ НАПРАВЛЕНИЙ РАЗВИТИЯ И РЕЖИМА ГОРНЫХ РАБОТ НА УГОЛЬНЫХ РАЗРЕЗАХ В УСЛОВИЯХ КОМБИНИРО ВАННОЙ ОТРАБОТКИ ЗАПАСОВ

Проведенные исследования позволили установить, что основными направлением решения проблемы, являются: «разнесение» во времени и пространстве подземных и открытых работ; формирование необходимых резервов; применение специальных технологичнеских схем; выбор рациональных направлений и режима развития фронта горных работ. Формирование производственных резервов для поддержания заданного уровня эффективности обеспечивается применением соответствующих технологических схем, а возможности реализации этих схем, в свою очередь зависят от горно-технологических условий месторождения. Применение данного подхода для условий разреза «Заречный», позволили создать возможности управления объемами работ посредством изменения направления отработки запасов и нагрузок на горнотранспортное оборудование.

Ключевые слова: технологические схемы, угольное месторождение, эффективность горных работ, угольный разрез.

Традиционные проектные технические и технологические решения по разработке угольных месторождений нацелены на последовательную, на первом этапе открытую, а затем подземную отработку запасов. В последние десятилетия все чаще встречается одновременная открыто-подземная отработка и задача обеспечения стабильной эффективности производства становится в этой ситуации весьма трудной [1].

Одной из основных проблем при одновременном ведении открытых и подземных горных работ является обеспечение безопасной работы шахты и высокопроизводительной работы разреза.

Эта проблема обусловлена дилеммой: для обеспечения безопасности подземных работ необходимо снижение объема взрываемого блока или даже остановка взрывных работ, а это в свою очередь приводит к снижению производительности экскаваторов из-за перегонов и простоев [2].

Подобная ситуация сложилась на разрезе «Заречный» ОАО «СУЭК-Кузбасс». Разрез «Заречный» сдан в эксплуатацию в 2002 г. Горные работы ведутся на участках по пластам 73, 78, 81-82. По нижележащим пластам ведет работы шахта «Талдинская-Западная-2», которая сдана в эксплуатацию в 2001 году.

В 2013 г. расстояния по вертикали от взрывных блоков разреза до выработок шахты имели следующие значения: на участке отработки пласта 73 - от 60 м, на участке отработки пласта 78 от 140 м, пласта 81-82 - от 200м.

На основании оценки сейсмического действия массовых взрывов разреза «Заречный» ОАО «СУЭК - Кузбасс» на подземные горные выработки шахты «Талдинская-Западная-2» ОАО «СУЭК -Кузбасс», выполненной новационной фирмой "КУЗБАСС-НИИОГР", была рекомендована максимальная масса заряда в группе, для подземных выработок различного класса ответственности (табл. 1).

С учетом указанных рекомендаций определено влияние ограничений массы заряда на производительность основного горного оборудования. Установлено, что наиболее интенсивное снижение производительности происходит при сближении открытых и подземных работ менее чем на 90 метров (рис. 1).

Исходя из установленных зависимостей определено, что ограничение массы заряда во взрываемом блоке оказывает большее влияние на мощные экскаваторы. Так, разница производительности экскаватора РН-2300 с емкостью ковша 25м при рациональных технологических параметрах и при массе заряда во взрываемом блоке ограниченной 2,5 тоннами составляет более 30%, а экскаватора ЕХ-1200 с емкостью ковша 8 м3 - менее 15% (табл. 2).

Влияние подземных горных работ, в аспекте ограничения массы заряда ВВ, практически прекращается при расстояниях до открытых работ в диапазоне 190-240 м.

Таблица 1

Максимальная масса заряда в группе

Расстояние, м Подземные выработки первого класса ответственности Подземные выработки второго класса ответственности

50 134,0 376,0

80 549,0 1540,0

110 1427,1 4003,3

140 2942,2 8253,2

масса заряда ВВ, кг

♦ PH-2300 ■ PC 3000

* PC 2000, EX-1900 X ЭКГ-8И, ЕХ-1200 ■ -минимальное допустимое расстояние до подземных работ,м

Рис. 1. Влияние массы взрываемого заряда на производительность экскаваторов

Таблица 2

Показатели использования экскаваторов

Показатели PH-2300 PC 3000 PC 2000, EX-1900 ЭКГ-8И, ЕХ-1200

Снижение производительности экскаватора при минимальном технологическом расстоянии до подземных работ (50 м) 89,0 83,8 82,2 75,5

Снижение производительности экскаватора при ограничении массы заряда ВВ до 2,5 т 30,8 22,1 20,3 14,5

Расстояние до подземных работ при снижении производительности экскаватора менее 5% 240 220 210 190

Проведенные исследования позволили установить, что основными направлениями решения проблемы являются:

- «разнесение» во времени и пространстве подземных и открытых работ;

- формирование необходимых резервов;

- применение специальных технологичнеских схем;

- выбор рациональных направлений и режима развития фронта горных работ.

Компенсируемые отклонения

по объемам добычи по качеству угля

Виды резервов

Резервная мсшнссть и коптество оборудования

Технологически обособленные участки с качественными запасами и пэдг от овленным ф р онтс м горных работ

Допел нитегь ные рабочие ппошади с подготовленными запасами угля бысокого качества

Направления использования резервов

Обеспечение постоянства объемовдобычи

Обеспечение оперативности изменения объемов

Обеспечение необхода йога уровня качества

Обеспечение не о входам ой скорости изменения качества

Рис. 2. Структура резервов при комбинированной разработке угольных месторождений

Для «разнесения» во времени и пространстве подземных и открытых работ необходима подготовка достаточного количества запасов различного качества, располагаемых на отдельных автономных участках и дополнительных рабочих площадях (рис. 2).

Объемы запасов, которые необходимо готовить, определяются на основе зависимости производительности экскаваторов от объема взрываемого блока и времени работы с пониженной производительностью или остановки участка. Длительность остановок участка может достигать 2,0 - 8,0 месяцев.

Учитывается так же структура запасов по качеству.

Создание автономных участков, обеспечивающих «разнесение» горных работ в пространстве и подготовку запасов угля различного качества, как правило, требует изменения схем вскрытия, транспортирования и отвалообразования.

При этом определяются направления развития фронта работ и обосновываются соответствующие технологические схемы (табл. 3).

Возможности достижения значений установленных параметров по участкам месторождения устанавливаются в ходе горногеометрического анализа. На основе полученных данных осуществляется районирование месторождения, то есть разбиение участка недр на технологические блоки - участки недр с близкими горнотехническими и технологическими параметрами [3, 4].

Таблица 3

Технологические схемы при комбинированной отработке угольных месторождений

Направление фронта

Навстречу Согласно

V лавы > V фронта V фронта > V лавы

Глубина Менее 50 м Разделение поля разреза по фронту и высоте на автономные участки с остановкой участков для пропуска лавы Разделение поля разреза по высоте с последовательной остановкой уступов для пропуска лавы Разделение поля разреза по высоте с остановкой лавы для пропуска фронта ОГР

50-200 м Разделение поля разреза по высоте с последовательным снижением нагрузок на уступы для пропуска лавы

Более 200 м Разделение поля разреза по фронту на автономные участки со снижением нагрузки на участки

На основе результатов районирования определяются места создания резервов, обеспечивающих регулирование режима и (или) направлений ведения горных работ, что приводит к требуемому для поддержания эффективности изменению значений технологических параметров.

Создаются резервы по следующим направлениям:

- мощность и количество оборудования - обеспечивают необходимые изменения производительности, объемов и мест производства работ;

- автономные участки разреза с благоприятными условиями отработки (минимальным коэффициентом вскрыши, внутренним отвалообразованием, отсутствием буровзрывных работ) - обеспечивают снижение затрат на отработку участка;

- подготовленные и готовые к выемке запасы необходимого количества и качества, располагаемые на отдельных автономных участках и дополнительных рабочих площадях - обеспечивают необходимее изменения качества продукции и объемов производства.

Формирование производственных резервов для поддержания заданного уровня эффективности обеспечивается применением соответствующих технологических схем, а возможности реализации этих схем, в свою очередь, зависят от горно-технологических условий месторождения.

С целью ускорения выбора технологических схем автором произведено их структурирование (табл. 4).

Таблица 4

Структура технологических схем (ТС) с резервированием

Признаки структурирования и элементы ТС Шифр

Размещение резервов

Элементы ТС Автономные участки А

Дополнительные рабочие места на основном поле

- по фронту ДФ

- по высоте ДВ

По объекту резервирования

Резервирование условий

Использование резервов - для повышения производительности оборудования УП

- для сокращения затрат УЗ

Резервирование запасов

Использование резервов - для повышения объемов добычи ЗО

- для повышения качества продукции ЗК

Резервирование оборудования

- единичной мощности ОМ

- количества оборудования ОК

Рис. 3. Структурно-логическая схема методики

Технологические схемы с резервированием структурированы по двум основаниям: по размещению резервов и по объекту резервирования.

Последовательность формирования технологических схем обобщена в методике, структурно-логическая схема которой представлена на рис. 3.

При выборе технологических схем учитывается соотношение скоростей подвигания лав и фронта открытых работ (рис. 4)

Вышеприведенные положения реализованы в условиях разреза «Заречный» ОАО «СУЭК».

На разрезе сформировано три участка: участок № 1 - отрабатывает пласты 82-81, участок № 2 -пласт 78 и участок № 3 -пласт 73. Для каждого участка определены технологически возможные объемы добычи и эффективность производства разреза при различных вариантах участия в общих объемах производства.

Для формирования технологических схем с резервированием, в условиях разреза «Заречный» потребовались изменения схем вскрытия, транспортирования и отвалообразования. Были созданы три участка, отрабатываемые по двухблочной системе (рис. 5). На двух участках созданы емкости для внутренних отвалов, что позволило оперативно регулировать расстояния транспортирования.

Скорость мднпии лавы {фронта), и м

■длина фронта 400 м -о-длин а фронта 500 и длина фронта 600 и -длина фронта 700 и -«— длина фронта 300 и длина лавы 200 и - длина лавы 250 м__длина лавы 300 и_ длила лавы 350 м

0

100 150 200 250 300 350 400 450 500

нагрузка на забой, тыс.т (тыс.иÜJ/mее

Рис. 4. Скорости подвигаиия фронта открытых и подземных работ

Рис. 5. Раскройка поля разреза с учетом создания технологических схем с резервированием

На втором этапе были сформированы резервные рабочие места, обеспечивающие реализацию резервных мощностей технического комплекса (рис. 6).

Комплекты основного и резервного оборудования для оснащения участков горных работ на разрезе «Заречный» представлены в табл. 5.

Резервные экскаваторы разделены на два типа: используемые в обычном режиме - «горячий» резерв, используемые в случае необходимости - «холодный» резерв. Экскаваторы, находящиеся в «горячем» резерве, перемещаются по технологическим участкам, на которых поддерживаются рабочие площадки и условия для их оперативного ввода и эффективной эксплуатации.

В зависимости от распределения экскаваторов по участкам, определялась возможная скорость подвигания фронта и доступа к резервам.

РвЗР9Э W Профильной ЛиНШ 1

год +350

Разрез по профильной линии 2

Рис. 6. Конструкция рабочей зоны с учетом резервирования рабочих площадей

Таблица 5

Комплекты оборудования

Технологический участок Основные экскаваторы по технологическим участкам Резервные экскаваторы

«горячий» резерв «холодный» резерв

пл. 81-82 РН2300 (24 м3)* Hitachi EX 1900 (12 м3) Hitachi EX1200 (6,5 м3) — ЭКГ-4у

пл. 78 РС3000 (15 м3), РС2000 (12 м3), EX1900 (12 м3), РС2000 (12 м3) РС3000 (15 м3) ЭШ-10/70

пл. 73 РС2000 (12 м3) РС3000 (15 м3) Hitachi EX1200 (6,5 м3) РН2300 (24 м3) —

Примечание: цветом выделены экскаваторы, находящиеся в горячем резерве.

Применение данного подхода для условий разреза «Заречный» позволили создать возможности управления объемами работ посредством изменения направления отработки запасов и нагрузок на горно-транспортное оборудование.

Предварительная оценка способов резервирования показала возможность получения ряда эффектов, существенно повышающих эффективность и устойчивость открытой отработки месторождений угля, а именно:

1. Повышение стабильности производства за счет повышения мобильности и адаптивности технологических комплексов

2. Повышение эффективности разреза на 10-15% за счет:

- исключения работы с нерациональными параметрами

- снижения потерь рабочего времени

- сокращения расстояния транспортирования при ведении вскрышных работ.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Каплунов Д.Р., Калмыков В.Н., Рыльникова М.В. Комбинированная геотехнология. - М.: Издательский дом «Руда и металлы», 2003. - 560 с.

2. Канзычаков С.В., Василец В.Н., Лапаев В.Н., Савельев О.Ю., Соколовский А. В. Обоснование выбора рационального направления развития горных работ на разрезе «Заречный» в условиях недостаточности площадей под отвалы. Горный информационно-аналитический бюллетень. Отдельный выпуск № 5. Угледобыча: технологии, безопасность, переработка и обогащение. 2012.

3. Косолапов А.И., Снетков Д.С. К вопросу управления качеством угля при разработке буроугольных месторождений Красноярского края // Горный информационно-аналитический бюллетень. - Москва: МГГУ, 2009. -Вып. 8. - С. 110-116.

4. Супрун В.И., Радченко С.А., Пастихин Д.В., Ворошилин К.С., Пан-ченко О.Л. Вскрытие и отработка карьерных полей Олонь-Шибирского месторождения каменного угля// Уголь, 2012. - №12. - С. 10-14. ir.ua

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Канзычаков Сергей Васильевич - исполнительный директор, ОАО «Разрез Изыхский», KanzychakovSV@suek.ru,

Соколовский Александр Валентинович - доктор технических наук, председатель совета директоров ООО «НТЦ-Геотехнология», a_sokol@mail.ru. Василец Владимир Николаевич - главный инженер, Разрезоуправление ОАО «СУЭК-Кузбасс», office@suek.ru

Пикалов Вячеслав Анатольевич - доктор технических наук, нач. отдела методического обеспечения ООО «НТЦ-Геотехнология», info@ustup.ru

UDC 622.333.06

SUBSTANTIATION OF DEVELOPMENT AND MINING MODE ON COAL CUTS UNDER COMBINED MINING STOCKS

KanzychakovS.V., Executive Director, JSC «Cut Izyhsky», Russia,

Sokolovsky A.V., Ph.D., Chairman of the Board of Directors of «NTC-

Geotechnology», a_sokol@mail.ru, Russia.

Vasilets V.N., Chief Engineer, Razrezoupravlenie OJSC "SUEK-Kuzbass", office@suek.ru,

Pikalov V.A., Ph.D., Head of Department of methodological support of «NTC-Geotechnology», info@ustup.ru

Studies have revealed that the main direction of solving the problem are: «diversity» in time and space underground and open pit; the formation of the necessary reserves; the use of special tehnologichneskih schemes; rational choice of directions and development mode front of mining operations. Formation of production reserves to maintain a given level of performance is achieved by using appropriate technological schemes, and the feasibility of these schemes, in turn, depend on mining and processing conditions of the deposit. Applying this approach to the conditions of the section «Zarechnyi» will create opportunities management scope of work by changing the direction of development of reserves and mining equipment loads. Key words: flow charts, coal mine, the efficiency of mining operations, coal mine.

Key words: the flowsheet of the coal field, the efficiency of mining, coal mine. REFERENCES

1. Kaplunov D.R., Kalmykov V.N., Ryl'nikova M.V. Kombinirovannaja geotehnologija (Combined Geotechnology). Moscow: Izdatel'skij dom «Ruda i metally», 2003. 560 p.

2. Kanzychakov S.V., Vasilec V.N., Lapaev V.N., Savel'ev O.Ju., Sokolovskij A.V. Obosnovanie vybora racionalnogo napravlenija razvitija gornyh rabot na razreze «Zarechnyj» v uslovijah nedostatochnosti ploshhadej pod otvaly (Justification of the choice of rational direction of mining operations on the cut «Zarechniy» in low-acreage dumps). Gornyj informa-cionno-analiticheskij bjulleten'. Otdel'nyj vypusk No 5. Ugledobycha: tehnologii, bezopas-nost', pererabotka i obogashhenie. 2012.

3. Kosolapov A.I., Snetkov D.S. K voprosu upravlenija kachestvom uglja pri raz-rabotke burougol'nyh mestorozhdenij Krasnojarskogo kraja (On the issue of quality management in the development of coal lignite deposits of Krasnoyarsk Krai) // Gornyj informa-cionno-analiticheskij bjulleten'. Moscow: MGTU, 2009. Vyp. 8. pp. 110-116.

4. Suprun V.I., Radchenko S.A., Pastihin D.V., Voroshilin K.S., Panchenko O.L. Vskrytie i otrabotka kar'ernyh polej Olon'-Shibirskogo mestorozhdenija kamennogo uglja (Stripping and mining career fields Olon-Shibirskogo coal deposits)// Ugol', 2012. No 12. pp. 10-14.

© Н.Г. Валиев, В.К. Багазеев, Ф.Ф. Гусманов, 2015

УДК.622.831.24

Н.Г. Валиев, В.К. Багазеев, Ф.Ф. Гусманов

ОСОБЕННОСТИ ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ РУД, ЗАЛЕГАЮЩИХ В ПОРОДАХ РАЗЛИЧНОЙ КРЕПОСТИ

Определенны физико-механические свойства горных пород Рубцовского и Орловского месторождений. Установленно, что породы, имеющие прочность в сухом состоянии 8-12 практически полностью теряют устойчивость даже при незначительном увлажнении. При большем увлажнении глиноподобная составляющая пород вытекает в выработку. На основе исследований проведена оценка устойчивости подготовительных и нарезных выработок.

Ключевые слова: система с гидравлической закладкой, крепость пород, подготовительная выработка, устойчивость.

Практика отработки Орловского, Рубцовского и подобных им месторождений показала, что коэффициент крепости пород изменяется в широких пределах от 2 (хло-ристо-минерализованные) до 13 (глинисто-кремнистые алевролиты).

Так, в условиях Рубцовского рудника при системах с гидравлической закладкой за счет увлажнения породы ведут себя как при крепости / — 0,2 (рис. 1). Цель исследования: физико-механическое обоснование устойчивости горных пород и оценка несушей способности деревянной и металлической крепи горноподготовительных выработок в условиях изменяющейся при увлажнении прочности пород.

Для определения физико-механических свойств пород в соответствии с ГОСТ 22153.0-711 были отобраны пробы в блоке 11-12. Штуфы были сильно трещиноватые, слоистые и разрушались даже

Рис. 1. Состояние крепи выработки после увлажнения окружающих пород

при незначительном ударе молотка. Камнерезная обработка для получения стандартных кубиков для испытаний на сжатие оказалась невозможной. Поэтому коэффициент крепости / определялся методом толчения по ГОСТ 21153.1-75. При этом выяснилось, что в дробленом материале выделяются частицы с / 10 ^ 12 и более, которые при погружении в воду практически не размокали (в течение месяца). Вместе с тем присутствуют частицы (до 10 %) с коэффициентом крепости до / = = 2, которые размокают практически мгновенно (в течение 10 мин).

Таким образом, образцы породы, имеющие прочность в сухом состоянии (с естественной влажностью до 2-2,5 %) / = 8-12 практически полностью теряют устойчивость даже при незначительном увлажнении (до 4-5%). При большем увлажнении глино-подобная составляющая пород вытекает в выработку (рис. 2). Необходим постоянный мониторинг влажности и соответствующей крепости пород в районе размещения выработок.

Оценка устойчивости авторами производилась по величине смещений на контуре поперечного сечения выработки по СНИП-11-94-80 [1]. В качестве исходных принимались:

— расчетная глубина размещения выработки;

— расчетные значения физико-механических свойств пород;

— нормативные и расчетные характеристики материалов крепи.

В настоящее время работы ведутся на первых трех горизонтах Рубцовского месторождения. Рудное тело представлено вкрапленными глиноподобными рудами (осадочные породы с вкрапленной сульфидной минерализацией) светло-серого цвета с присутствием гигроскопичных каолиноподобных пород.

Выработки размещены на глубине 270 м, с учетом коэффициента напряженного состояния массива (Кн=1,5) расчетная глубина размещения выработки Нр=405 м.

Для крепления выработок применяется деревянная крепь -неполные дверные оклады (НДО) и металлическая крепь в виде рам из спецпрофиля (СВП).

Рис. 2. Поступление водонасыщен-ной массы в выработку

В связи с широким диапазоном прочности пород расчет проводился для трех условных участков (табл. 1).

Расчетные показатели нагрузки и смещения горных пород на контуре выработки приводятся в табл. 2.

Таблица 1

Физико-механическая характеристика пород на условныгх участках

Номер Тип пород I Осж, Y, Ф, с,

расчет- МПа кН/м3 град МПа

ного

участка

1 Руды вкрапленные глиноподобные. Метасоматиты хло-ритизированные 1,52 15 28 30 0,4

2 Кремнистые алевролиты 4,5 45 28 30

3 Руды сплошные 7 70 35 25

Таблица 2

Сравнение показателей нагрузки и смещения пород (для усл. участка 1)

Параметры СНиП 2-94-80 [1] По гипотизе Ю. М. Ли-бермана, [2] По материалам А.Б.Макарова [3] Среднее

Смещение, мм 200 174 200 172

Нагрузка, кПа 170 (с учетом податливости) 160 62-74 133

По материалам наблюдений смещений кровли и почвы, стенок выработки в условиях Жезкентского ГОКа [3] составлена таблица нормативной удельной нагрузки на 1 м крепи (1 м ширины) выработки (кН/м), соответствующей нагрузке на 1 м2 выработки (кПа). Для экстраполяции табличных значений авторами работы составлены формулы:

1 2 Р 171

Рн1 = 0,902 ■ ^584.а°'879; и= 1,2' ; (1)

а1,5

где Рн1 - нормативная удельная нагрузка на крепь, кН/м; и -смещения пород, мм; а - ширина выработки, м.

Таблица 3

Несущая способность рам крепи из спецпрофиля [3]

Типоразмер Площадь сечения выработки, м2 Ширина выработки, м Несущая способность крепи, МН/раму (тс/раму)

Податливый режим Жесткий режим

СВП-17 До 7 2,8-3,3 0,15 (15) 0,25 (26)

СВП-22 7-14 3,3-4,2 0,19 (19) 0,3 (30)

СВП-27 10-15 4,2-5 0,2 (20) 0,33 (33)

СВП-33 Более 15 5-6 0,22 (22) 0,37 (37)

Примечание. Предельная плотность установки металлической крепи — 3 рамы на 1 м.

Размеры элементов деревянной крепи:

— длина верхняка — 3 м, диаметр — 0,2 м;

— длина рудостойки — 2,45м, диаметр — 0,2 м;

— затяжка деревянная длиной 1,4 м.

В целом несущая расчетная способность простой крепежной рамы (НДО) обуславливается минимальным значением несущей способности верхняка и составила Рндо=31,3 кН (3,13 т).

Для повышения несущей способности применяется усиление крепежных рам дополнительными стойками, прогонами, подкосами.

Расчетная несущая способность усиленной двумя подкосами крепежной рамы составила Рус.= 70,8 кН (7,1 т).

Необходимое количество крепежных рам на 1 погонный метр выработки рассчитывается по формуле

N = , (2)

нес

где Рр — расчетная нагрузка на крепь выработки (фото 1), кН; Рнес - несущая способность крепежной рамы (табл. 3), кН.

1. По результатам проведенных испытаний даже в пределах одного очистного забоя (слой 8 бис блок 11-2) показатели по отдельным штуфам колебались в пределах:

— коэффициент крепости по шкале проф. М. М. Протодъя-конова от / = 4-5 до / = 15-20;

— скорость размокания от практически мгновенных значений до сохранения массы и прочности после 10-суточного нахождения в воде.

2. Теоретическими расчетами (СНиП 2-94-80) по величине смещения контура выработки породы Восточного фланга месторождения соответствуют:

— при / = 1,5-20 категории неустойчивых, смещения контура выработки по вертикали — 200 мм, по горизонтали — 110 мм;

— при / = 4,5 категории средней устойчивости, смещения контура выработки по вертикали 53 мм по горизонтали 30 мм;

— при / = 7 категории устойчивых, смещения контура выработки по вертикали 27 мм, по горизонтали 15 мм.

3. Установлено, что расчетная величина нагрузки на выработку шириной 3 м составляет:

— для / = 1,5-2,0 Рр = 170 кН (17 т);

— для { = 4,5 Рр = 8,3 кН (8,3 т);

— для / = 7 Рр = 55 кН (5,5 т).

4. Паспортом крепления выработок на Восточном фланге месторождения предусматривается крепление спаренными неполными крепежными рамами (неполными дверными окладами — НДО) в разбежку через 1,4 м с опережающей крепью.

Расчетная несущая способность НДО определяется прочностью верхняка и составляет:

— при диаметре верхняка ё = 0,2 м длиной 1 = 3,0 м Рвнес = 31,3 кН (3,13 т);

— при диаметре верхняка ё = 0,25 м длиной 1 = 3,0 м РН1ес =

59,2 кН (5,92 т);

— несущая способность крепежной рамы усиленной подкосами посредине (ё = 0,2 м 1 = 1,5 м) Р^сес = 142,2 кН (14,2 т).

5. Расчетное необходимое количество НДО (ё = 0,2 м 1 = 3,0 м) на 1 пог. м выработки шириной 3 м:

— при / = 1,5 — N = 5;

— при { = 4,5 — N = 3;

— при / = 7 — N = 2.

Необходимое количество НДО (ё = 0,25 м 1 = 3,0 м) на 1 пог. м выработки шириной 3 м:

— при / = 1,5 — N = 3;

— при / = 4,5 — N = 2;

— при / = 7 — N = 1.

Необходимое количеств усиленного подкосами НДО с пролетом 1пр = 1,5 м, ё = 0,2 м:

— при / = 1,5 — N = 1;

— при / = 4,5 — N = 1;

— при / = 7 — N = 1.

6. В связи с неоднородностью пород по крепости и водоустойчивости в пределах одной выработки рекомендуется комбинированная крепь в соответствии с п. 7 на основе мониторинга крепости и влажности пород. Для действующих выработок рекомендуется перекрепка на участках снижения крепости до / = 1,5-2,0.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. СНИП-И-94-80. Подземные горные выработки. М.: Стройиздат, 1982.

2. Булычев Н.С. Механика подземных сооружений. — М.: Недра, 1994.

3. Макаров А.Б. Практическая геомеханика. Пособие для горных инженеров. — М.: Изд-во «Горная книга», 2006. — 391 с. ШИЗ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Валиев Нияз Гадым оглы - профессор, доктор технических наук, заведующий кафедрой горного дела, gtf.gd@ursmu.ru,

Гусманов Фиринат Фаатович - доцент, кандидат технических наук, gtf.gd@ursmu.ru.

Багазеев Виктор Константинович - доктор технических наук, профессор кафедры разработки месторождений открытым способом, office@ursmu.ru Уральский государственный горный университет

UDC 622.831.24

FEATURES ASSESSING THE SUSTAINABILITY OF ORES FOUND IN SEDIMENTS OF VARYING STRENGTH

Valiev Niyaz Hadim oglu, Professor, doctor of technical Sciences, head of the Department of mining, gtf.gd@ursmu.ru, Russia, Ural state mining University, Gusmanov F.F., Associate Professor, Candidate of technical Sciences, gtf.gd@ursmu.ru, Russia, Ural state mining University,

Bagazeev V.K., Professor, doctor of technical Sciences, Ural state mining University.

Determination of physical and mechanical properties of rocks and Rubtsovskoe Or-lovsky fields. It is established that the rocks with dry strength 8-12 almost completely lose their stability, even with little moisture. At a higher moisture component of the clay-like rock flows in production. On the basis of studies have evaluated the stability of the preparation and threaded openings.

Key words: hydraulic system with a bookmark, the fortress of rocks, preparatory development, stability.

REFERENCES

1. SNIP-II-94-80. Podzemnye gornye vyrabotki. M.: Strojizdat, 1982.

2. Bulychev N.S. Mehanika podzemnyh sooruzhenij (Mechanics of underground structures). Moscow: Nedra, 1994.

3. Makarov A.B. Prakticheskaja geomehanika (Applied Geomechanics). Posobie dlja gornyh inzhenerov. Moscow: Izd-vo «Gornaja kniga», 2006. 391 p.

© И.А. Пыталев, 2015

УДК 622.013 И.А. Пыталев

ТЕНДЕНЦИИ РАЗВИТИЯ НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИХ ОСНОВ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ПАРАМЕТРОВ ОТКРЫТЬХ ГОРНЬХ РАБОТ ПРИ КОМПЛЕКСНОМ ОСВОЕНИИ НЕДР ЗЕМЛИ*

Представлен анализ подходов и методов определения основных предельных параметров карьеров, отвалов и хвостохранилиш. В хронологической последовательности указаны факторы, учитываемые при определении глубины карьера, по мере развития технической и научно-методологической базы. Предложен подход к определению параметров открытых горных работ, обеспечиваюший реализацию экологически сбалансированной геотехнологии.

Ключевые слова: граничный коэффициент вскрыши, глубина карьера, плошадь основания отвала, вместимость хвостохранилиша, ценность природных и техногенных георесурсов.

Определение главных параметров горнотехнических сооружений при добыче твердых полезных ископаемых открытым способом, не только на этапе проектирования, но и при эксплуатации горнодобывающего предприятия является актуальной научно-практической задачей. Именно на стадии проектирования горнотехнических систем и реконструкции действующих горно-перерабатывающих предприятий от обоснованности и точности определения предельных параметров карьеров, отвалов, складов некондиционных руд, хвостохранилищ и иных накопителей техногенного сырья зависит экономическая эффективность, полнота и комплексность освоения запасов месторождения и недр Земли в целом, а также экологическая безопасность в регионе. Кроме того, по мере развития науки, техники и экологического сознания общества, формирование и поддержание среды обитания человека становится одним из приоритетных направлений в рамках природоохранной деятельности [1].

Работа выполнена в рамках государственного контракта Российского научного фонда - грант № 14-37-00050.

В результате анализа научно-методических основ и принципов определения параметров горнотехнических сооружений, с момента активного развития горного дела на территории России и стран СНГ, выявлена четко прослеживаемая тенденция их совершенствования. Так, в момент становления отечественной горной науки основополагающим принципом при определении предельных границ карьеров являлась точка безубыточности, то есть разница между ценой добытого полезного ископаемого и себестоимостью его добычи не должна быть равна нулю [2]. Данный принцип был реализован в условиях применения на карьерах малоэффективных, низкопроизводительных машин и механизмов. С развитием техники и технологии открытых горных работ введен термин граничный коэффициент вскрыши (Агр) [3]. В общем виде граничный коэффициент вскрыши, с учетом современной трактовки, предложено определять по формуле:

* = , (1)

гр р '

где Сп - себестоимость добычи единицы полезного ископаемого подземным способом на данном месторождении, руб./м3; Со - себестоимость добычи единицы полезного ископаемого открытым способом без учета затрат на производство вскрышных работ, руб./м3; Св - себестоимость извлечения и перемещения вскрышных пород, руб./м3.

В качестве основных критериев для определения граничного коэффициента вскрыши предложено следующие:

- себестоимость добычи единицы полезного ископаемого подземным способом на данном месторождении;

- себестоимость руды, добытой на аналогичном месторождении, с учетом поправок на горно-геологические условия залегания и топографию местности, а также расстояние транспортирования руды до потребителя;

- цена конечного продукта с учетом стоимости всех видов переработки руды.

Предложенный принцип сравнения контурных коэффициентов вскрыши с граничным, является основой определения границ карьеров на последующие десятилетия. Именно в этот период происходит увеличение количества факторов, учитываемых при определении границ открытых горных работ. К ним относится переход от решения плоских задач на поперечных разрезах к решению объемной задачи, при одновременном разделении карьера на составные части с целью учета вскрышных и вмещающих пород

и их положения в бортах. Тем самым были заложены предпосылки к необходимости определения промежуточных контуров карьера, а также учета в расчетах потерь и разубоживания полезного ископаемого. Выявлено влияние угла погашения бортов и глубины карьера на себестоимость добычи руды.

По мере реализации проектных решений, основанных на имеющиеся научные разработки, и накопления опыта ведения открытых горных работ по добыче различных твердых полезных ископаемых на всей территории страны отмечается неточность и ненадежность методов определения глубины. Основными причинами этого являются значительная продолжительность ведения горных работ, то есть фактор времени, а также существенное количественно-качественное увеличение характеристик применяемого на карьерах оборудования, что сказывается на себестоимости добычи твердых полезных ископаемых. Именно в этот период в трудах академика В.В. Ржевского отмечается необходимость системного подхода, на базе имеющихся знаний, к определению границ открытых горных работ [4]. Предложенные принципы горно-геометрического анализа и поэтапного динамического подхода к проектированию параметров карьеров, основой последнего является метод экономической оценки технических решений с учетом фактора времени [5, 6]. Детально проработаны ранее предложенные методы определения глубины карьера, а также обоснованы подходы, предусматривающие учет использования ценных пород вскрыши и суммарную ценность всех извлекаемых компонентов [7, 8].

Следует отметить, что на всем протяжении рассматриваемого периода времени, параметры горнотехнических сооружений, формируемых на поверхности Земли, определялись исходя из максимального и годового объема складируемых пород с учетом их физико-механических свойств, экономических показателей выполняемых работ, размера и характеристик участка Земли, отведенного для их размещения. В общем виде для определения площади основания отвала и вместимости хвостохранилищ предложены следующие формулы [9, 10]:

5 = Ккр, , (2)

п1 + п • п2

где VП - объем вскрышных пород при горно-капитальных и эксплуатационных работах за часть или весь период разработки месторождения, м ; кр - коэффициент разрыхления пород в отвале, (кр = 1,15ч 1,4); Ь1 и Ь2 - высота соответственно первого и второго

(при наличии) яруса отвала; п - коэффициент заполнения площади вторым ярусом, (п = 0,4ч0,8).

Ш = , (3)

где Q - годовая масса хвостов, т/год; Т - продолжительность эксплуатации, лет; К - коэффициент заполнения хвостохранилища, (приближенно принимается 0,8 - для небольших хвостохрани-лищ, 0,9 - для средних и больших хвостохранилищ); уск - средняя объемная масса скелета (сухих) хвостов, т/м3, принимается: уск = 1,2 т/м3 - для мелкозернистых хвостов (содержание класса -0,074 мм > 80%, уск = 1,4 т/м3 - для среднезернистых хвостов (содержание класса - 0,074мм < 80%).

В результате совершенствования ранее предложенных и разработанных новых методов определения предельных параметров карьеров и внедрения их в проектные решения, направленных на добычу твердых полезных ископаемых, на территории страны было введено в эксплуатацию значительное количество горнодобывающих предприятий.

После перехода страны к рыночной экономике существенно изменилась структура себестоимости горнодобывающих предприятий, что повлекло за собой необходимость дальнейшего совершенствования методов и разработки новых подходов к определению параметров открытых горных работ. Именно в этот период активно развивается идея формирования освоения техногенных георесурсов, частными примерами реализации которой является использование выработанных пространств карьеров и подземных рудников для различных целей, в том числе не связанных с добычей полезных ископаемых. Предложено понятие ценность техногенного георесурса и обоснованы методы ее расчета. В результате поиска решений по снижению себестоимости горных работ и повышению комплексности освоения недр Земли, разработаны способы использования выработанного пространства карьера и формирования отвалов вскрышных пород с целью размещения в них техногенного сырья, образующегося в процессе переработки твердых полезных ископаемых. При этом обоснованы и оценены мероприятия по обеспечению экологических требований и безопасности ведения работ. В результате проработки данной идеи были выведены формулы для определения граничного коэффициента вскрыши и глубины карьера [11, 12, 13, 14].

к = Сп Со + кпип + к3 ■ {СКП + Соп) (4)

Св

где кп - отношение объемов попутно добываемого и основного полезных ископаемых; ип - оптовая цена 1 м3 попутно добываемого полезного ископаемого, руб.; СК.п - удельная стоимость емкости карьерного пространства при размещении промышленных отходов, руб./м3; Соп - удельная стоимость емкостей отвала, сформированного для размещения промышленных отходов, руб./м3; к3 - коэффициент, учитывающий ценность карьера и отвалов, сформированных для размещения техногенного сырья.

Не тах¿Д - К, + Д - 3, - Н - Кхв, - С+ Э,; (5)

,=1

где Т - период эксплуатации месторождения, лет; В[ - годовая выручка от реализации продукции в 1-том году, руб.; К - капитальные затраты в 1-том году, руб.; А[ - амортизация в 1-том году, руб.; 3, - эксплуатационные затраты без амортизационных отчислений в 1-том году, руб.; П - налоги с деятельности предприятия в 1-том году, руб.

В соответствии с приоритетным направлением Концепции долгосрочного социально-экономического развития РФ на период до 2020 года в области экологизации экономики, назрела необходимость разработки подхода к определению параметров открытых горных работ на принципах экологически сбалансированного цикла комплексного освоения месторождения твердых полезных ископаемых. В одной из современных работ, критерий эколого-экономи-ческой эффективности оценки формирования и освоения техногенных георесурсов предлагается определять по формуле [15]:

п т

У Ц. • ((. + У ЭопС + Э + Э + Э - 3 - 3

Т / 1 / 1 ОпС зем р рек эксп. кап.

Кээф =У --^-^-, (б)

7=0 (1 + аО'

где Ц - ценность дополнительной товарной продукции, р/т; ( _ количество дополнительной товарной продукции, т; ЭопС - экономия на платежах за негативное воздействие на окружающую природную среду по видам, млн.р; Эзем - экономия на платежах земельного налога, млн.р; Эр - экономия ресурсов, млн.р; Эрек -экономия на затратах по рекультивации, млн.р.; 3эксп. _ эксплуатационные затраты по вовлечению в разработку техногенных гео-

ресурсов, млн.р; Зкап - капитальные затраты на реализацию методов управления техногенными георесурсами, млн.р.; ё - норма дисконтирования, доли ед.; - горизонт расчета, лет; 1 =1...л -

количество дополнительной товарной продукции.

Необходимо отметить, что перспективой развития методов определения параметров открытых горных работ, является исследование закономерностей формирования и освоения техногенных георесурсов в рамках единой горнотехнической системы, с учетом изменения во времени эколого-экономических показателей. Хронологическая последовательность развития принципов определения параметров карьеров представлена в табл.

Таблица

Тенденции развития научно-методических основ определения параметров открытых горных работ

Принцип определения параметров карьера Характеристика и условия применения

К < кгр > кср Сравнение предельно допустимой себестоимости со средней себестоимостью добытого полезного ископаемого. В зависимости от типа месторождения.

кгр > кср; кгр > кК Обоснована необходимость учета таких дополнительных факторов как потери, разубоживание полезного ископаемого и влияние глубины горных работ на себестоимость добычи. Доказана необходимость совместного определения глубины и углов погашения бортов карьера.

кгр — кср; кгр — кК; 1- кгр — ктек Обосновано влияние на границы карьера способов вскрытия, календарного графика и направления развития горных работ. Доказана необходимость применения экономических методов, обеспечивающих принцип эффективности и окупаемости капитальных затрат. Предложен динамический подход к проектированию карьеров, а также необходимость учета реализации пород вскрыши и попутных ценных компонентов, содержащихся в руде.

Обоснована целесообразность учета ценности техногенных георесурсов и сырья, формируемых и образуемых в рамках горно-перерабатывающего производства, а также эколого-экономических показателей процесса добычи и переработки твердых полезных ископаемых. Предложен комплексный подход к определению параметров всех горнотехнических сооружений в рамках единого горно-перерабатывающего комплекса.

Примечание: кгр, кК, кср, ктек - соответственно граничный, контурный, средний и текущий коэффициент вскрыши.

Таким образом, развитие научно-методических основ в области определения предельных параметров горнотехнических сооружений условно можно разделить на три основных стадии. На протяжении первой стадии разработаны и усовершенствованы методы, в основу которых положено сравнение граничного коэффициента вскрыши с коэффициентами вскрыши, полученных при построении промежуточных и конечных контуров карьера, таких как контурный, текущий, средний и др. На второй стадии были предложены и получили развитие методы оценки экономической эффективности и полноты освоения запасов месторождения с учетом фактора времени и организации горных работ. На данных этапах, основными критериями для определения параметров отвалов, складов и накопителей были экономичность и безопасность выполнения соответствующих работ, в соответствии с годовой производительности горно-перерабатывающего предприятия. На третьей, современной, стадии выдвинута идея определения параметров каждого горнотехнического сооружения в рамках единой горнотехнической системы с учетом ограничений и особенностей рассматриваемого месторождения для обоснования экологически сбалансированной геотехнологии. Совершенствование данного подхода позволит реализовать природоохранную деятельность при комплексном освоении недр Земли с целью сокращения рисков для жизнедеятельности человека и окружающей среды.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Методика проведения мониторинга современного состояния горнотехнических систем и окружающей среды в регионах их функционирования (результаты выполнения проекта № 14-37-00050). - Москва - 2014.

2. Гереф Г. Справочная книга по горному делу. Пер. с. нем. Под. Ред. Г. Кваша. СПб., 1913 г.

3. Гоберман М. И. Нахождение предельной глубины открытых работ/ М. И. Гоберман // Инженерная работа. 1927. — № 4.

4. Ржевский В.В. Проектирование контуров карьеров. Металлургиздат. М., 1956.

5. Саконцев М.Г. Обоснование границ карьеров при проектировании разработки сложноструктурных рудных месторождений: Дис. ... д-ра. техн. наук / Саконцев М.Г. - Екатеринбург, 2006.

6. Трубецкой К.Н., Краснянский Г.Л., Хронин В.В. Проектирование карьеров: Учеб. для вузов: В 2 т. - 2-е изд. перераб. и доп. - М.: Издательство Академия горных наук, 2001.

7. Зурков П.Э., Посохов Ю.Н. К вопросу определения предельной глубины открытых работ для мощных крутопадающих месторождений. Изв. вузов, Горн. журн., № 5, Свердловск, 1961.

8. Смирнов Н.И. О коэффициенте вскрыши при разработке месторождений комплексных руд. Изв. АН КазССР, сер. горн. Дела, вып. 1, Алма-Ата,

9. Справочник. Открытые горные работы: / К.Н. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Виницкий, Н.Н. Мельников и др. - М.: Горное бюро, 1994. -590 с.

10. Справочник по проектированию рудных обогатительных фабрик: В 2 кн./Редкол.: О.Н. Тихонов и др.-М.: Недра, 1988.-Кн. 2/Г.И. Адамов,

B.Ф. Баранов, Б.П. Бутусов и др. - 341 с.: ил.

11. Пыталев И.А. Обоснование параметров карьеров и отвалов, формируемых в виде емкостей для размещения промышленных отходов: авто-реф. дис.. канд. техн. наук/ Пыталев И.А. - Магнитогорск, 2008.

12. Определение ценности техногенных георесурсов/ Гавришев С.Е., Заляднов В.Ю., Пыталев И.А., Павлова Е.В.// Вестник Магнитогорского государственного технического университета им.Г.И.Носова. 2010. № 2.

C. 5 - 8.

13. Павлова Е.В. Обоснование параметров карьеров при комплексном освоении природных и техногенных георесурсов: автореф. дис.. канд. техн. наук/ Павлова Е.В. - Магнитогорск, 2013.

14. Ахмедьянов И.Х. Обоснование параметров комбинированной разработки месторождений медно-колчеданных руд с утилизацией отходов обогащения в выработанном пространстве карьера: автореф. дис.. канд. техн. наук / Ахмедьянов И.Х. - Магнитогорск, 2013.

15. Плесовских Т.П. Обоснование методов управления техногенными георесурсами при открыто-подземной разработке медно-колчеданных месторождений / Плесовских Т.П.. - Магнитогорск, 2013. ШИН

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Пыталев Иван Алексеевич — кандидат технических наук, доцент, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова, Pytalev_Ivan@mail.ru.

1961.

UDC 622.013

THE DEVELOPMENT TRENDS OF SCIENTIFIC-METHODICAL BASES OF THE DEFINING THE PARAMETERS OF OPEN OF MINING OPERATIONS AT THE COMPLEX EXPLOITATION OF INTERIOR PART OF THE EARTH

Pytalev Ivan Alekseevich, associate professor, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); Pytalev_Ivan@mail.ru.

The analysis of approaches and methods of determining of the main limiting parameters of open pits, dumps and tailing dumps was presented. Author denotes the factors influencing of defining of the deepness open pit in chronological order to development technological and scientific-methodical bases. The approach for the determination of parametres of of open of mining operations was suggested. It provide for realization the environmentally sustainable geotechnology.

Key words: economic stripping ratio, deepness open pit, base area dump, capacity tailing dump, value of natural and technogenic resourses.

REFERENCES

1. Metodika provedenija monitoringa sovremennogo sostojanija gornotehnicheskih sis-tem i okruzhajushhej sredy v regionah ih funkcionirovanija (The methodology of the monitoring of the current state of mine technical systems and the environment in the regions of their functioning). (rezul'taty vypolnenija proekta No 14-37-00050). Moscow. 2014.

2. Geref G. Spravochnaja kniga po gornomu delu (Mining handbook). Per. s. nem. Pod. red. G. Kvasha. SPb., 1913

3. Goberman M. I. Nahozhdenie predel'noj glubiny otkrytyh rabot (The definition of limit depth of open-cut mining)/ M. I. Goberman // Inzhenernaja rabota. 1927. No. 4.

4. Rzhevskij V.V. Proektirovanie konturov kar'erov (The designing of the outlines pit). Metallurgizdat. Moscow, 1956.

5. Sakoncev M.G. Obosnovanie granic kar'erov pri proektirovanii razrabotki slozhnos-trukturnyh rudnyh mestorozhdenij (The substantiation of the outlines pit in the design of working out of the ore field): Dis. d-ra. tehn. nauk / Sakoncev M.G. Ekaterinburg, 2006.

6. Trubeckoj K.N., Krasnjanskij G.L., Hronin V.V. Proektirovanie kar'erov (The designing open pits): Ucheb. dlja vuzov: V 2 t., 2-e izd. pererab. i dop. Moscow: Izdatel'stvo Akademija gornyh nauk, 2001.

7. Zurkov P.Je., Posohov Ju.N. K voprosu opredelenija predel'noj glubiny otkrytyh rabot dlja moshhnyh krutopadajushhih mestorozhdenij (The question of definition of limit depth of open-cut mining for large steep-dipping deposits). Izv. vuzov, Gorn. Zhurn No.5, Sverdlovsk, 1961.

8. Smirnov N.I. O kojefficiente vskryshi pri razrabotke mestorozhdenij kompleksnyh rud (About stripping ratio in the design of complex ore deposits). Izv. AN KazSSR, ser. gorn. Dela, vyp. 1, Alma-Ata, 1961.

9. Spravochnik. Otkrytye gornye raboty (Book of reference. open-pit mining) / K.N. Trubeckoj, M.G. Potapov, K.E. Vinickij, N.N. Mel'nikov i dr. Moscow: Gornoe bjuro, 1994. 590 p.

10. Spravochnik po proektirovaniju rudnyh obogatitelnyh fabric (Reference-book on design of ore processing plants): V 2 kn./Redkol.: O.N. Tihonov i dr. Moscow: Nedra, 1988. Kn. 2/G.I. Adamov, V.F. Baranov, B.P. Butusov i dr. 341 p.: il.

11. Pytalev I.A. Obosnovanie parametrov kar'erov i otvalov, formiruemyh v vide em-kostej dlja razmeshhenija promyshlennyh othodov (The substantiation of the parametres open pits and dumps formed in the form container for location factory waste): avtoref. dis.. kand. tehn. nauk/ Pytalev I.A. Magnitogorsk, 2008.

12. Opredelenie cennosti tehnogennyh georesursov (The definition of the value of the technological resourses) / Gavrishev S.E., Zaljadnov V.Ju., Pytalev I.A., Pavlova E.V.// Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im.G.I.Nosova. 2010. No 2. pp. 5 - 8

13. Pavlova E.V. Obosnovanie parametrov kar'erov pri kompleksnom osvoenii prirod-nyh i tehnogennyh georesursov (The substantiation of parametres of the open pits under integrated development natural and technological resources): avtoref. dis.. kand. tehn. nauk/ Pavlova E.V. Magnitogorsk, 2013.

14. Ahmed'janov I.H. Obosnovanie parametrov kombinirovannoj razrabotki mestorozhdenij medno-kolchedannyh rud s utilizaciej othodov obogashhenija v vyrabo-tannom prostranstve kar'era (The substantiation of parametres combined development of the deposit of the copper-sulphide ore with elimination of rock refuse in mined-out space of the open pit): avtoref. dis.. kand. tehn. nauk / Ahmed'janov I.H. Magnitogorsk, 2013.

15. Plesovskih T.P. Obosnovanie metodov upravlenija tehnogennymi georesursami pri otkryto-podzemnoj razrabotke medno-kolchedannyh mestorozhdenij (The substantiation method of management technological resourses under open — underground extraction of copper-pyrite deposits) / Plesovskih T.P. Magnitogorsk, 2013.

© И.А. Пыталев, И.В. Гапонова, 2015

УДК 622.882

И.А. Пыталев, И.В. Гапонова

АНАЛИЗ СПОСОБОВ ФОРМИРОВАНИЯ И РЕКУЛЬТИВАЦИИ ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ СООРУЖЕНИЙ, ОБЕСПЕЧИВАЮЩИХ ЭФФЕКТИВНОСТЬ ИХ РЕАЛИЗАЦИИ В КРАТКОСРОЧНОЙ ПЕРСПЕКТИВЕ

представлен анализ мирового опыта рекультивации земель, нарушенных открытыми горными работами. Выявлены перспективные направления целенаправленного формирования карьеров и отвалов, в процессе ведения горных работ, в качестве дополнительной продукции открытой геотехнологии. Ключевые слова: рекультивация, выработанное пространство карьера, отвал, среда обитания человека.

Первичной материальной основой развития современных, в том числе высокотехнологичных государств являются ресурсы недр. В связи с этим, горнодобывающие предприятия, осуществляющие добычу и переработку твердых полезных ископаемых, являются основным элементом роста и стабильности экономики страны. При этом, организация горных работ предполагает восстановление нарушенных земель после полной отработки балансовых запасов месторождения, то есть в экономически не благоприятный период функционирования предприятия. Существующие на сегодняшний день на территории России примеры рекультивации земель, нарушенных горными работами, в большинстве случаев, являются следствием использования выработанных пространств карьеров для размещения продуктов рекультивации, полученных в результате переработки промышленных отходов. Поэтому поиск решений, направленных на повышение эффективности работы горно-перерабатывающих предприятий, за счет возможности выполнения работ по рекультивации в процессе добычи полезных ископаемых является актуальным.

Мировой опыт рекультивации земель насчитывает не более 80 лет. Первые работы по рекультивации земель были проведены в 1926 г. на участках, нарушенных горными работами в США, штат Индиана. В СССР рекультивацию начали проводить с 1959 г.: в Эстонии при добыче сланцев, в России — при добыче бурого

угля и в Украине — при добыче железных руд. Результатом интенсивной индустриализации Советского Союза является значительное количество территорий, нарушенных горными работами и требующих проведение работ по их рекультивации. В настоящее время общая площадь земель, нарушенных при добыче полезных ископаемых (уголь, железные и марганцевые руды, нерудное сырье, торф и др.), а также занятых отходами горного производства, превысила 2 млн га, из которых 65% приходится на европейскую часть страны. Только в Кузбассе угольными карьерами сейчас занято более 30 тыс. га земель, в районе Курской магнитной аномалии (КМА) — более 25 тыс. га плодородных земель [1].

В условиях современной России перспективным направлением в соответствии с Концепцией долгосрочного социально-экономического развития страны до 2020 года является экологизация экономики [2, 3]. В связи с чем необходимо адаптировать подход к восстановлению территории отработанных карьеров на основе идеи формирования горнотехнических сооружений, реализуемой в краткосрочной перспективе, что помимо улучшения экологии ряда регионов страны, позволит обеспечить комплексное освоение недр Земли.

Традиционный подход к рекультивации нарушенных земель предполагает выбор направления их восстановления в зависимости от последующего целевого использования. Выбор определяется исходя из физико- и экономико-географических, экологических, социальных, экономических, архитектурно-планировочных, эстетических, правовых и технологических факторов. Существующая на сегодняшний день нормативно-правовая база предусматривает следующие направления рекультивации [4]:

1) сельскохозяйственное;

2) лесохозяйственное;

3) рыбохозяйственное;

4) водохозяйственное;

5) рекреационное;

6) строительство.

Сельскохозяйственное использование карьера возможно, если площадь дна карьера более 2 га и на нем сформирован слой из потенциально плодородных пород; грунтовые воды нетоксичны и не засолены; существует естественная дренированность или условия для создания осушительной сети, обеспечивающие уровень

грунтовых вод ниже дна более чем на 0,8 м, кроме того карьер должен быть расположен в близи от населенного пункта.

Лесохозяйственное использование карьера (противоэрозион-ного и водорегулирующего назначения) возможно при следующих условиях: дно карьера сложено из потенциально плодородных пород; грунтовые воды нетоксичны и не засолены; находятся на глубине более 0,6 м или целесообразно осуществить осушение; карьер расположен вдали от населенного пункта.

Для рекреационного использования карьера (водоем для спортивного рыболовства и купания) необходимо выполнение следующих условий: вода в карьере соответствует рыбохозяйственным и санитарно-гигиеническим нормам; площадь водоема более 15 га (исходя из условий, что наименьшая площадь для купания - 5 га, для рыболовства - 10 га); имеется возможность обеспечения глубины водоема для купания более 2 м, а для рыборазведения и рыболовства - 0,5...2 м; удовлетворены требования воспроизводства рыбы (площадь водоема с глубиной 0,15.0,5м должна составлять 20%, а с глубиной 0,5.2,0м - 80%) [5].

С целью определения основных перспективных направлений использования горнотехнических сооружений был рассмотрен отечественный и зарубежный опыт восстановления земель. В мировой практике существует ряд примеров рекультивации землей, в результате которой возникли рекреационные комплексы. Деятельность при эксплуатации рекреационных мест по доходности занимает ведущие позиции, уступая только нефтедобыче и автомобилестроению [6].

В Бразильском городе Куритибе, считающемся одним из самых экологических городов мира, сооружен парк Tangua.

Следует отметить, что при строительстве парка Tangua (площадь - 23,5 га) использовались расположенные на его территории два старых частично затопленных карьера, соединённых 45 метровым туннелем. На вершине карьера располагается многоуровневая смотровая площадка, с кафе, ухоженными газонами и фонтанами (рис. 1).

При планировании городской застройки архитекторы города Куритиба используют заброшенные промзоны и отработанные карьеры, для формирования на их базе рекреационных зон. Реализованными примерами являются парки Pedreiras (10 га) и Bosque Zaninelli (3,7 га) на северной окраине г. Куритибы. Здание летнего оперного театра было построено за 75 дней в 1992 году

Рис. 1. Парк Tangua, oкoльцoвы-вающий вырабoтаииый ^¡ibeji

Рис. 2. Заброшенный карьер на северной окраине г. Куритибы преобразован в парк Pedreiras

Рис. 3. Бoтаиичecкий сад в карьeрe в пригoрoдe Шанхая

Рис. 4. Бoтаиичecкий сад в Австралии

42

в заброшенном карьере (ныне территория городского парка Pedreiras) (рис. 2). В Bosque Zaninelli сооружен открытый амфитеатр на 40 тысяч зрителей.

В Китае, на месте заброшенного карьера был создан сад, ставший новой достопримечательностью города (рис. 3). Карьер находится в центре нынешнего Ботанического Сада на окраине г. Шанхай и занимает площадь в 4,26 га. Сад строился в течении 6 лет и был открыт 23 января 2011 года.

В 2013 году проект Королевского ботанического сада (Royal Botanic Gardens), реализованный на месте заброшенного песчаного карьера в Австралии, получил награду за лучший ландшафтный проект на Всемирном фестивале архитектуры. Проект является альтернативой традиционному способу рекультивации (рис. 4). В ботаническом саду произрастает около 1700 видов растений, приспособленных к непростым условиям местности, низким органическим средам и хорошо адаптированных к невысокому уровню осадков.

Кроме рекреационного направления в мировой практике реализованы способы использования горнотехнических сооружений в

качестве источников альтернативной энергетики. В августе 2014 г. было объявлено о завершении строительства в г. Беркшире первой в Великобритании плавающей солнечной электростанции. Данная электростанция позволяет генерировать солнечной энергии без изъятия из хозяйственной деятельности ранее отчужденных значительных по площади участков земли (рис. 5). Спецификой данного решения всляется то, что массивы фотоэлектрических панелей могут быть построены практически на любых, неиспользуемых для иных целей водоемах - на базе отработанных карьеров и хвостохранилищ. Кроме того, плавающие установки способствуют уменьшению испарения воды в водоемах. Подобные системы уже успешно были внедрены во Франции и Индии. Кроме того Япония начала строительство самой большой в мире плавающей солнечной электростанции с выходной мощностью 1,7 МВт к западу от Осаки, а вторая станция мощностью 1,2 МВт будет построена на пруду Донпинь. Мощности этих двух электростанций, будет достаточно для обеспечения электроэнергией населенных пунктов до 1000 домов американского типа [7].

В Российской Федерации, в отличие от зарубежных примеров рекультивации, большинство территорий находится в суровых климатических условиях, а именно, в континентальном и резкоконтинентальном климате, в результате чего рассмотренные проектные решения без соответствующей адаптации практически не реализуемы. В нашей стране имеются попытки решения вопроса

Рис. 5. Схема получения энергии от плавающей электростанции в Беркшире

рекультивации, но основная их часть находится на стадии проектов. Так, в г. Екатеринбург предложен проект «Аквапарк в составе проекта рекультивации Шарташского карьера», ставший победителем в номинации «Молодежный культурно-развлекательный комплекс» (рис. 6). Способ реализации идеи - круглогодичное использование кровли здания: например, летом там должна быть рекреационная зона аквапарка, а зимой каток. Глубина данного карьера 112 м.

В результате анализа мирового опыта выявлено, что приоритетными направлениями по целенаправленному формированию карьеров и отвалов в виде горнотехнических сооружений, востребованных на рынке в краткосрочной перспективе, являются следующие:

1) строительство площадок:

а) под объекты социально-бытового назначения [8];

б) хранилища долгосрочного резерва;

в) научно-исследовательские лаборатории и экспериментальные установки;

2) получение энергии из выработанного пространства [9];

3) использование карьера в качестве рыборазведения;

4) использование карьера в качестве емкости [9, 10, 11];

5) парки отдыха;

6) ботанический сад;

7) музеи.

Реализованные проекты по рекультивации земель, нарушенных горными работами, подтверждают возможность и целесообразность строительства сооружений на базе отработанных карьеров. В связи с чем, повышение экономической эффективности горнодобывающих предприятий, а также полноты и комплексности освоения недр Земли, экологической составляющей в регионе возможны за счет формирования в краткосрочной перспективе горнотехнических сооружений, востребованных на рынке, тем самым фактически обеспечивая рекультивационные работы в процессе отработки запасов месторождения.

Рис. 6. Аквапарк в составе ланд-шафтно-рекреационной зоны Шар-ташский карьер в г. Екатеринбурге

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Вронский В.А. Прикладная экология: учебное пособие. Ростов и др. И: Феникс. 1996 г. — 512 с.

2. Концепция долгосрочного социально-экономического развития Российской Федерации на период до 2020 года. Утверждена распоряжением Правительства Российской Федерации от 17 ноября 2008 г. № 1662-р

3. Трубецкой К.Н., Галченко Ю.П., Бурцев Л.И. Научное обоснование экологической доктрины России//Горный журнал. -2005. -№ 4. — С. 5-8.

4. ГОСТ 17.5.1.02-85 Классификация нарушенных земель для рекультивации.

5. Экобиблиотека: Рекультивация земель / http://ecodelo.org/9928-64_rekultivatsiya_karernykh_vyemok_i_otvalov-rekultivatsiya_zemel.

6. Масляк П. О. «Рекреационная география» К.: «Знание», 2008, — 343 с.

7. Электронный ресурс: http://sun-shines.ru/news/901-in-uk-built-first-floating-solar-power-plant

8. Косолапов А.И., Пташник Ю.П., Пташник А.И. Перспективы использования выработанных пространств карьеров для размещения предприятий жизнеобеспечения крупных городов / Косолапов А. И., Пташник Ю.П., Пташник А.И. // Горный информ. — аналит. бюллетень. 2013. № 3. С. 83-86.

9. Рыльникова М.В., Еременко В.А., Есина Е.Н., Радченко Д.Н. Условия формирования зон концентрации энергии деформирования горного массива / Рыльникова М.В., Еременко В.А., Есина Е.Н., Радченко Д.Н. // Маркшейдерский вестник. 2014. № 6. С. 41-48.

10. Гавришев С.Е. Перспективные направления использования отвалов и выработанного карьерного пространства/ Гавришев С.Е., Пыталев И.А. // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им.Г.И.Носова. 2007. № 4. C. 10 - 14

11. Гавришев С.Е. Расширение области рационального использования техногенных георесурсов / Гавришев С.Е., Заляднов В.Ю., Пыталев И.А. //Горный информ. — аналит. бюллетень. 2006. № 9. С. 252-258.

12. Гавришев С.Е. Определение ценности техногенных георесурсов/ Гавришев С.Е., Заляднов В.Ю., Пыталев И.А., Павлова Е.В.// Вестник Магнитогорского государственного технического университета им.Г.И.Носова. 2010. № 2. С. 5 - 8. 5333

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Пыталев Иван Алексеевич - кандидат технических наук, доцент, Pytalev_Ivan@mail.ru,

Гапонова Илона Владимировна - аспирант, nona13@yandex.ru, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

UDC 622.882

THE ANALYSIS OF WAY OF FORMATION AND RECULTIVATION OF THE MINE TECHNICAL CONSTRUCTIONS FOR PROVIDE THE EFFECTIVENESS OF THEIR IMPLEMENTATION I N SHORT TERM

Pytalev Ivan Alekseevich, associate professor, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); Pytalev_Ivan@mail.ru,

Gaponova Ilona Vladimirovna, post-graduate student, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); nona13@yandex.ru.

Authors presented the analysis of world experience of the land recultivation. It was determined of the upcoming trend of the purposeful formation of open pits and dumps. Open pits and dumps are formed in the process mining and are incremental product of the open geotechnology.

Key word: recultivation, mined-out space of open pit, dump, environment. REFERENCES

1. Vronskij V.A. Prikladnaja jekologija (Applied ecology): uchebnoe posobie. Rostov i dr. I: Feniks. 1996. 512 p.

2. Koncepcija dolgosrochnogo socialno-jekonomicheskogo razvitija Rossijskoj Federa-cii na period do 2020 goda (The concept of long-term socio-economic development of the Russian Federation for the period up to 2020). Utverzhdena rasporjazheniem Pravitel'stva Rossijskoj Federacii ot 17 nojabrja 2008 g. .№ 1662-r

3. Trubeckoj K.N., Galchenko Ju.P., Burcev L.I. Nauchnoe obosnovanie jeko-logicheskoj doktriny Rossii (Scientific substantiation of ecological doctrine of Russia)//Gornyj zhurnal. 2005. No 4. pp. 5-8.

4. GOST 17.5.1.02-85 Klassifikacija narushennyh zemel' dlja rekultivacii (Classification of disturbed lands for reclamation).

5. Jekobiblioteka: Rekul'tivacija zemel' / http://ecodelo.org/9928-64_rekultivatsiya_ karernykh_vyemok_i_otvalov-rekultivatsiya_zemel.

6. Masljak P.O. Rekreacionnaja geografija (Recreational geography). K.: «Znanie», 2008, 343 p.

7. Jelektronnyj resurs http://sun-shines.ru/news/901-in-uk-built-first-floating-solar-power-plant.

8. Kosolapov A.I., Ptashnik Ju.P., Ptashnik A.I. Perspektivy ispol'zovanija vyrabo-tannyh prostranstv karerov dlja razmeshhenija predprijatij zhizneobespechenija krupnyh gorodov (Prospects for the use of mined-out spaces of open pits to accommodate of enterprises life necessities of large cities) / Kosolapov A.I., Ptashnik Ju.P., Ptashnik A.I. // Gornyj inform.-analit. bjulleten'. 2013. No 3. pp. 83-86.

9. Ryl'nikova M.V., Eremenko V.A., Esina E.N., Radchenko D.N. Uslovija formiro-vanija zon koncentracii jenergii deformirovanija gornogo massiva (The conditions of formation of zones of concentration of energy of deformation of rock mass)/ Ryl'nikova M.V.,

Eremenko V.A., Esina E.N., Radchenko D.N. // Markshejderskij vestnik. 2014. No 6. pp. 41-48.

10. Gavrishev S.E. Perspektivnye napravlenija ispolzovanija otvalov i vyrabotannogo karernogo prostranstva (The upcoming trends of the use dumps and mined-out space of open pits) / Gavrishev S.E., Pytalev I. A. // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im.G.I.Nosova. 2007. No 4. pp. 10 - 14.

11. Gavrishev S.E. Rasshirenie oblasti racional'nogo ispolzovanija tehnogennyh geo-resursov (The extension of the field efficient use of the technological resourses) / Gavrishev S.E., Zaljadnov V.Ju., Pytalev I.A. //Gornyj inform.-analit. bjulleten'. 2006. No 9. Pp. 252258.

12. Gavrishev S.E. Opredelenie cennosti tehnogennyh georesursov (The definition of the value of the technological resourses) / Gavrishev S.E., Zaljadnov V.Ju., Pytalev I.A., Pavlova E.V.// Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im.G.I.Nosova. 2010. No 2. Pp. 5 - 8.

© A.M. Мажитов, C.A. Голяк, 2015

УДК 622.273.132

А.М. Мажитов, С.А. Гопяк

ПЕРСПЕКТИВЫ ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ПОДЭТАЖНОГО ОБРУШЕНИЯ В КАЧЕСТВЕ АЛЬТЕРНАТИВЫ СИСТЕМАМ РАЗРАБОТКИ С ЗАКЛАДКОЙ

Проведены исследования по изысканию технологии отработки пологих участков с обрушением руд, имеющей универсальную схему подготовки блока и обеспечивающей интенсификацию добычи. Проведено обоснование параметров технологии отработки участков пологих залежей с обрушением руд с позиций управления горным давлением и качеством рудной массы, полноты извлечения.

Ключевые слова: подземная разработка, системы разработки, подэтажное обрушение руды, параметры выпуска руды, развитие фронта горных работ.

Значительная часть рудных тел медноколчеданных месторождений имеет пологое залегание, представлена залежами пласто- и линзообразной формы, как правило, переменной средней и выше средней мощности. В настоящее время отработку руд осуществляют вариантами камерной и камерно-целиковой системы разработки с твердеющей закладкой.

В результате анализа опыта отработки пологих месторождений, установлено, что участки рудных тел средней мощности с неустойчивой кровлей и относительно низким содержанием полезного компонента целесообразно отрабатывать системами разработки с обрушением руд и вмещающих пород. Однако возникают вопросы по поддержанию качества добываемых руд на уровне технологии добычи с твердеющей закладкой, совмещению на одном горизонте различных схем подготовки, оценке геомеханического взаимовлияния зон рудного, искусственного массива и обрушенных пород, выбору порядка развития фронта работ. Все это предопределяет необходимость комплекса исследований по конструированию варианта системы разработки для условий отработки пологих рудных тел, оценке качественных показателей извлечения, комплексного геомеханического и технико-экономического обоснования технологии добычи с обрушением руд. В результате геотехнологического конструирования системы разработки для условий отработки

пологих рудных тел с использованием принципа площадно-торцевого выпуска руды, предложена технология отработки запасов [1].

В границах одного выемочного участка технология может быть реализована при следующих схемах развития фронта горных работ (рис. 1), каждая из которых имеет характерные особенности с точки зрения управления горным давлением, интенсивности очистных работ, количества и местоположения выпускных выработок в каждой секции.

Выбор рациональной схемы сопряжен с необходимостью проведения исследований в областях управления горным давлением и качеством рудной массы.

Исследования качества извлечения руды показали, что пло-щадно-торцевой выпуск руды под обрушенными породами обеспечивает повышение показателей выпуска в сравнении с традиционным торцевым выпуском [2, 3]. В частности, извлечение чистой руды при двух и трех точках выпуска увеличивается на 12-13% и 24-25% соответственно, разубоживание снижается на 32-34 и 39-41%, потери - на 31-33 и 36-38% (рис. 2, а).

Рис. 2. Зависимости показателей извлечения руды: а — от количества точек выпуска из секции; б — от направления развития фронта горных работ

Рис. 1. Принципиальные схемы развития фронта горных работ с применением технологии с плошадно-торцевым выпуском руды в условиях отработки пологих рудных тел: 1 - прямолинейная, 2 - ка-мерно-целиковая, 3 - диагональная, 4 - клинообразная, 5 - обратный «клин»

Определено, что рациональным режимом выпуска является первоочередной выпуск с торца доставочного штрека до 30% рудной массы до момента поступления пород с бокового контакта, и последующим равномерно-последовательным выпуском из боковых погрузочных заездов до достижения предельного содержания металла в дозе выпуска. При этом достигаются максимально возможные показатели извлечения по секции.

Установлено, что наилучшие показатели извлечения при отработке участка (блока) обеспечиваются при клиновом фронте развития горных работ. При этом извлечение чистой руды по блоку составляет 60,9 %, разубоживание - 13 % и потери - 8,2 % (рис. 2, б). Вышеуказанные значения достигаются за счет опережающей отработки центральной секции, из которой выпуск руды осуществляется с трех выпускных выработок (торца доставочного штрека и двух боковых погрузочных заездов), при этом остальные секции в блоке имеют по две выпускных выработки.

С целью оценки влияния очередности и порядка развития фронта горных работ на геомеханическое состояние горного массива в зоне разработки, проведено математическое моделирование напряженно-деформированного состояния (НДС) участка недр. Исследование геомеханического состояния горного массива осуществлялось с помощью программного комплекса «РЕМУ» (ИГД УрО РАН).

Моделировалось НДС фрагмента литосферы размерами 600х600х300м с отработкой пологой рудной залежи с изменяемой мощностью от 15 до 30м технологией разработки с обрушением, с твердеющей закладкой выработанного пространства и с совмещением способов управления состоянием очистного пространства при глубине разработки от 500 до 1000м, величине тектонических сил от Т=0 до Т=2уН и различной ориентации преобладающей компоненты Т.

Установлено, что под действием тектонических сил, в несколько раз превышающих вертикальное давление, параметры зоны концентрации и максимальная величина напряжений зависят от взаимной ориентации направлений развития фронта горных работ и максимальной тектонической составляющей напряжений. Так, повышенные тектонические напряжения в массиве (Т=2уН), действующие перпендикулярно вектору развития фронта горных работ (рис. 3-1), приводят к формированию зон концентрации сжимающих напряжений в краевых участках залежи на границах погашенного выработанного пространства. При развитии фронта горных работ в направлении действия наибольших горизонталь-

ных напряжений, зона концентрации напряжений образуется на фронте опережающей секции (рис. 3-2). Максимальные сжимающие напряжения в зоне концентрации более чем в 3 раза превышают напряжения в нетронутом массиве и достигают 50 МПа при ведении горных работ по направлению преобладающих тектонических сил и 40 МПа - вкрест простирания (при глубине отработки 500 м и мощности залежи 20 м).

С увеличением глубины горных работ с 500 до 1000 м уровень сжимающих напряжений в зонах концентрации возрастает в 2-2,5 раза, а изменение мощности залежи с 15 до 30 м приводит к росту сжимающих напряжений в среднем на 10-12 %.

Результаты моделирования НДС массива при различных схемах развития фронта горных работ показали, что только клиновая форма фронта работ, особенно в сочетании с действием наибольшей компоненты тектонических напряжений ортогонально направлению развития разработки, обеспечивает временную устойчивость породной кровли на призабойных участках. При обнажении кровли секций напряжения в породах сжимающие, при отбойке руд в следующей секции напряжения резко снижаются с формированием зон растяжения, что приводит к самообрушению кровли. Развитие горных работ по прямолинейной схеме приводит к снижению сжимающих напряжений в кровле практически по всему фронту очистных работ и не обеспечивает устойчивости налегающих пород на время выпуска руды из призабойных секций.

Рис. 3. Изолинии максимальных нормальных напряжений в рудном массиве при клиновом порядке отработки под действием горизонтальных сил

В результате проведенных исследований установлено, что для выемки запасов пологих медноколчеданных залежей, отличающихся относительно низким содержанием полезного компонента, целесообразно использовать технологию добычи с площадно-торцевым выпуском руды и управляемым обрушением налегающих пород, характеризующуюся низкими затратами на управление горным давлением и высокими показателями извлечения.

Кроме того, применение определенного рационального порядка развития фронта горных работ на добычном участке - клинового, обеспечивающего временную устойчивость кровли приза-бойных секций и увеличенное (2-3) количество точек выпуска, при соблюдении обоснованного режима выпуска, позволяет достичь извлечения чистой руды Qq до 60 %, коэффициентов потерь П не более 8 % и разубоживания R — 13,0 %.

Проведенная геомеханическая оценка технологии позволила обосновать порядок отработки секций, форму фронта очистных работ и направление его развития перпендикулярно действию наибольшей тектонической составляющей, что обеспечивает стабилизацию напряженно-деформированного состояния в приза-бойном массиве кровли, устойчивость последней на срок выемочных работ и самообрушение налегающих пород при буровзрывных работах в следующих секциях панели.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Мещеряков Э.Ю., Мажитов А.М., Лутфуллин P.P. Совершенствование системы разработки с обрушением в условиях пологопадающих рудных залежей / Э.Ю. Мещеряков, A.M. Мажитов, P.P. Лутфуллин // Сб. научных трудов: Комплексное освоение месторождений полезных ископаемых. -Магнитогорск: Изд-во Магнитогорского гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2012. - С. 91-94.

2. Неверов С.А. Обоснование технологии подэтажного обрушения с площадно-торцевым выпуском руды в условиях мощных крутопадающих залежей. Автореферат дисс. ... канд. техн. наук. - Новосибирск.: 2006. - 22c.

3. Мажитов А.М. Исследование эффективности адаптивного варианта системы подэтажного обрушения с площадно-торцевым выпуском для условий отработки пологих залежей / A.M. Мажитов, Э.Ю. Мещеряков // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова, № 2, 2013. - С. 5-8. Ш

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Мажитов Артур Маратович - кандидат технических наук, ассистент каф. подземной разработки месторождений полезных ископаемых, artur.mazhitov@yandex.ru,

Голяк Сергей Алексеевич - доктор технических наук, профессор, зав. каф. теплогазоснабжения, вентиляции, водоснабжения и водоотведения, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

UDC 622.273.132

PROSPECTS OF APPLICATION SYSTEM DEVELOPMENT SUBLEVEL CAVING ALTERNATIVELY THE SYSTEM OF TAB

Mazhitov Artur Maratovich, Candidate of Technical Sciences, assistant of the Department, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia, Goliak Sergey Alekseevich, Doctor of Technical Sciences, Professor, Head of the Department of Heat, ventilation, water supply and sanitation, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia.

Researches on exploring technology areas with shallow mining caving ore having universal scheme and providing training unit production intensification. The substantiation of parameters of technology of working areas of shallow deposits with the collapse of ore from the standpoint of control rock pressure and the quality of the ore mass, complete extraction.

Key words: underground mining, systems development, sublevel caving ore, parameters of the issue, the development of the front of mining operations.

REFERENCES

1. Meshherjakov Je.Ju., Mazhitov A.M., Lutfullin R.R. Sovershenstvovanie sistemy razrabotki s obrusheniem v uslovijah pologopadajushhih rudnyh zalezhej (Improvement of the system development with the collapse in a dipping ore deposits) / Je.Ju. Meshherjakov, A.M. Mazhitov, R.R. Lutfullin // Sb. nauchnyh trudov: Kompleksnoe osvoenie mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorskogo gos. tehn. unta im. G.I. Nosova, 2012. pp. 91-94.

2. Neverov S.A. Obosnovanie tehnologii podjetazhnogo obrushenija s ploshhadno-torcevym vypuskom rudy v uslovijah moshhnyh krutopadajushhih zalezhej (Justification sublevel caving technology with area-mechanical release of the ore in a strong steeply dipping deposits). Avtoreferat diss. ... kand. tehn. nauk. Novosibirsk: 2006. 22c.

3. Mazhitov A.M. Issledovanie jeffektivnosti adaptivnogo varianta sistemy podjetazhnogo obrushenija s ploshhadno-torcevym vypuskom dlja uslovij otrabotki pologih zalezhej (Study of the effectiveness of the adaptive version of sublevel caving with area-mechanical conditions of working for the release of shallow deposits) / A.M. Mazhitov, Je.Ju. Meshherjakov // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo univer-siteta im. G.I. Nosova, No 2, 2013. pp. 5-8.

--© O.B. Зотеев, A.A. Зубков, A.A. Гоготин,

И.А. Пыталев, B.H. Калмыков, 2015

УДК 622.271.2:1622.17:621.796]

О.В. Зотеев, А.А. Зубков, A.A. Гоготин, И.А. Пыталев, В.Н. Калмыков

РАСЧЕТ ТОЛЩИНЫ ЗАЩИТНОГО ЭКРАНА НА ПОВЕРХНОСТИ ВНУТРЕННЕГО ОТВАЛА УЧАЛИНСКОГО КАРЬЕРА

Вся скапливающаяся в чаше карьера вода (атмосферные осадки, свободная вода из пульпы, подземные воды) перепускается в выработанное пространство подземного рудника через внутренний отвал пустых пород, размешенный в северной части карьера. Во избежание попадания в Уча-линский подземный рудник через внутренний отвал сгущенного продукта рассчитаны толщины защитного экрана. Составлен календарный график нарастания уровня продукта сгушения на боковой поверхности отвала, получены величины коэффициентов концентрации, позволяющие рассчитать в зависимости от материала и толщины экрана расстояние, на которое проникнет продукт сгущения через тело отвала. Рассчитана необходимая толщина экрана для обеспечения безопасности рудника. Ключевые слова: сгущенный продукт, защитный экран, напор пульпы, гидравлический канал, гранулометрический состав, фильтрация, дренажные скважины.

Безопасность деятельности Учалинского подземного рудника при заполнении Учалинского карьера сгущенным продуктом обогащения возможна только при условии отсутствия больших статических запасов воды в карьере, т.е. при организации эффективного дренажа в подземный рудник. При этом потери воды за счет рассеянной фильтрации пренебрежимо малы и могут не учитываться: скальный массив, слагающий борта Учалин-ского карьера, имеет достаточно низкие фильтрационные характеристики и не может пропустить весь объем воды, скапливаемый в чаше карьера.

Поскольку сгущенный продукт практически не пропускает воды, вся скапливающаяся в чаше карьера вода (атмосферные осадки, свободная вода из пульпы, подземные воды) перепускается в выработанное пространство подземного рудника через внутренний отвал пустых пород, размещенный в северной части карьера. Для предотвращения проникновения пульпы в тело отвала по его периметру также создается защитный экран из отсева, отсекающий пульпу, но пропускающий свободную воды (рис. 1).

Рис. 1. Схема рекультивации карьера в период существования подземного рудника

Необходимая толщина противофильтрационного экрана на поверхности внутреннего отвала Нэк может быть определена из следующего соотношения:

н > Н,

ж J '

(1)

где Н- напор пульпы, м. вод. ст.; Jn - начальный градиент давления, т.е. градиента, при котором начинается (прекращается) фильтрация продукта сгущения, величина начального градиента напора зависит как от плотности самого продукта, так и от среднего радиуса гидравлического канала обломочного грунта (рис. 1), который определяется гранулометрическим составом грунта [2, 3]:

2П (2)

г = ■

Б '

где г - средний радиус канала в обломочном грунте, п - пористость грунта; Б - удельная поверхность пор [2, 3]:

Б =

6 (1 - п)

(3)

где ёэ - эффективный диаметр частиц грунта:

Рис. 2. Зависимость между средним радиусом гидравлического канала обломочного грунта, плотностью продукта сгущения и величиной начального градиента давления Jn

-1 = у в!

(4)

где Д — удельное содержание /-той фракции; т — количество фракций; ё — средний диаметр частиц /-той фракции.

Гранулометрический состав щебня различной крупности из диабаза, рассматриваемого в качестве возможного материала для создания противофильтрационного экрана, приведен в табл. 1.

Таблица 1

Гранулометрический состав возможных материалов для создания противофильтрационного экрана на поверхности отвала

Отсев

Размер фракции, мм 5 3 2 менее 2

Содержание фракции, % 10 33 8 49

Щебень УГОКа фракции 5 - 20 мм

Размер фракции, мм 20 12,5 5 2,5 менее 2,5

Содержание фракции, % 6,955 45,055 43,765 2,84 1,385

Щебень УГОКа фракции 20 - 40 мм

Размер фракции, мм 40 30 20 10 менее 10

Содержание фракции, % 6,42 29,56 59,29 0 4,73

Пористость упаковки идеально-упругих шаров одинакового размера не может превышать 48%, а при малом уплотнении снижается до 32% [4]. Пористость обломочных грунтов, как правило, ниже и может быть оценена по их гранулометрическому составу [5, 6]:

п0 = 0,5415 пА1129; П = ¿60 / о!,, (5)

где п0 - начальная пористость, <60 и ^о - контролирующие диаметры (диаметры частиц, соответствующие накопленным часто-стям 60% и 10% на кумулятивной кривой гранулометрического состава); ц — коэффициент неоднородности.

Величина коэффициента неоднородности для щебня фракции 5-20 мм равна 3,17, а для фракции 20-40 мм - 2,04. В соответствии с (5) величина начальной пористости для этих материалов равна 0,475 и 0,499 соответственно. С учетом уплотнения в ходе складирования пористость может быть принята равной 0,43 для щебня фракции 5-20 мм и 0,45 для фракции 20-40 мм.

Оценить начальную пористость отсева не представляется возможным из-за отсутствия результатов рассева мелкой части, поэтому в дальнейших расчетах она принята максимальной и равной 0,48.

С учетом длины пути перетока и свободной водоотдачи плотность продукта сгущения следует принимать не менее 2,1 т/м3. Исходя из этого можно оценить начальный градиент напора по верху, подошве и середине высоты отвала (табл. 2). Полученные оценки начального градиента близки к результатам лабораторных испытаний: 3,7 для щебня фракции 40-30 мм, 4,6 для щебня фракции 30-20 мм, 3,2 для щебня фракции 20-10 мм и 11,5 для щебня фракции 10-0 мм.

Таблица 2

Величины эффективного диаметра частиц Ыэ, площади их удельной поверхности Б, среднего радиуса канала г и начального градиента давления Jn для щебня различной крупности

Параметр Отсев Щебень 5-20 мм Щебень 20-40 мм

<<э, м 0,0016 0,008158 0,010783

п, д.е. 0,48 0,43 0,45

Б, м2/м3 2059 419,2 306,0

г, м 0,0005 0,002 0,0029

Лп 36,2 13,4 10,4

Величина давления пульпы на отвал на конечной стадии заполнения карьера составит:

— на верхней бровке отвала

Н1 = y • АН • sin2 а (6)

— в нижней точке отвала

Н2 = Н +Г Лога , (7)

где АН - перепад отметок верхних бровок карьера и отвала, АН=220 м; y — плотность продукта сгущения, y=2,1 т/м3 (для отстоявшейся пульпы); а — угол растекания пульпы, а=120, Лотв -высота отвала, Лотв= 80 м.

Подставляя в (6) и (7) исходные данные имеем: Н1=0,2 МПа=20 м. вод. ст., Н2=188,6 м. вод. ст., в середине высоты отвала 107,6 с. вод. ст.

Исходя из (1) необходимая толщина экрана, исключающая поступление продукта сгущения в тело отвала составляет:

— на верхней бровке отвала 0,6 м из отсева, 1,5 м из щебня фракции 5-20 мм или 1,94 м из щебня фракции 20-40 мм;

— на середине высоты отвала 3,0 м из отсева, 8,0 м из щебня фракции 5-20 мм или 10,3 м из щебня фракции 20-40 мм;

— на нижней бровке отвала 5,2 м из отсева, 14,1 м из щебня фракции 5-20 мм или 18,1 м из щебня фракции 20-40 мм.

С учетом коэффициента запаса 1,2 необходимая толщина экрана, исключающего попадание продукта сгущения в тело отвала, составляет:

— на верхней бровке отвала 0,72 м из отсева, 1,8 м из щебня фракции 5-20 мм или 2,3 м из щебня фракции 20-40 мм;

— на середине высоты отвала 3,6 м из отсева, 9,6 м из щебня фракции 5-20 мм или 12,4 м из щебня фракции 20 - 40 мм;

— на нижней бровке отвала 6,2 м из отсева, 16,9 м из щебня фракции 5-20 мм или 21,7 м из щебня фракции 20-40 мм.

Толщина экрана может быть уменьшена за счет учета срока деятельности подземного рудника и времени распространения продукта сгущения через тело отвала к пробуренным дренажным скважинам. Длина пути по телу отвала составляет 300 м по нижней бровке и 80 м от верхней бровки (по вертикали). Скорость распространения продукта сгущения по отвалу в соответствии с СТУ [1] не может превысить скорость его проникновения через противофильтрационный экран:

V = Кф (J-Jn), (8)

где J и Jn - действующий и начальный градиенты напоров соответственно; Кф - коэффициент грунта.

При проведении лабораторных испытаний щебенчатых грунтов были получены следующие коэффициенты фильтрации (прил. 1 [1]): 2,36 м/сут для щебня фракции 40-30 мм, 2,95 м/сут для щебня фракции 30-20 мм, 1,84 м/сут для щебня фракции 20-10 мм и 0,56 м/сут для щебня фракции 10-0 мм. Для дальнейших расчетов принято для щебня фракции 40-20 мм величину коэффициента фильтрации Я^=2,36 м/сут, для щебня фракции 20-5 мм Яф=1,84 м/сут, для отсева 0,56 м/сут.

Календарный график нарастания уровня продукта сгущения на боковой поверхности отвала приведен в табл. 3 и на рис. 2. Используя этот график и полученные величины коэффициентов концентрации, можно рассчитать в зависимости от материала и толщины экрана расстояние, на которое проникнет продукт сгущения через тело отвала.

Результаты расчетов показывают, что относительно высокие коэффициенты фильтрации щебенчатых грунтов обуславливают достижение продуктом сгущения дренажных скважин за 1,0-1,5 года после достижения напоров, обеспечивающих превышение начального градиента давления (табл. 4). Так при использовании в качестве материала экрана отсева надежная защита водоотлива возможна в течение 3 лет при толщине экрана 3 м, в течение 8 лет

Таблица 3

Календарный график подъема уровня продукта сгущения

по откосу отвала

Год Отметка линии сопряжения пасты и откоса внутреннего отвала, м Мощность слоя продукта сгущения, м

1 224 10

2 231 17

3 246 32

4 250 36

5 262 48

6 270 56

7 272 58

8 278 64

9 283 69

10 286 72

11 288 74

12 294 80

т

О -1-I-I-1-1-I-1-1-г-1-т-

123456789 10 11 12 Год рекультивации

Рис. 2. График подъема уреза продукта сгушеиия по откосу внутреннего отвала

при толщине экрана 4 м. Толщина экрана из отсева, обеспечивающая надежную защиту рудника на весь оставшийся период его деятельности (12,2 года с момента начала рекультивации) равна 5 м. С учетом же необходимого коэффициента запаса толщина экрана из отсева по низу отвала должна составлять при 3-хлетнем периоде завершения деятельности подземного рудника не менее 3,6 м, на 8 лет - 4,8 м, а гарантированная толщина экрана, обеспечивающая безопасность рудника на весь его предполагаемый период эксплуатации должна быть не менее 6 м.

При использовании при создании экрана щебня фракции 2040 мм необходимая толщина экрана для обеспечения безопасности рудника составляет (с учетом коэффициента запаса 1,2): на 4 года - 12 м, на 10 лет 19 м, а на весь срок службы 22 м.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Специальные технические условия (СТУ) на проектирование технологии рекультивации Учалинского карьера продуктом сгущения хвостов обогатительной фабрики. - ЗАО «Маггеоэксперт», — Магнитогорск,2014.

2. Шестаков В.М. Гидрогеодинамика. — М.: МГУ, 1995. - 368 с.

3. Гавич И.К. Гидрогеодинамика. - М.: Недра, 1988. - 352 с.

4. Герсеванов Н.М., Польшин Д.Е. Теоретические основы механики грунтов и их теоретические применения. - М.: ГИСЛ, 1948. - 247 с.

5. Зотеев В.Г., Зотеев О.В., Низамутдинова Е.О. Оценка физико-механических свойств несвязных грунтов, используемых при строительстве и ре-

конструкции земляных плотин по их гранулометрическому составу //Водное хозяйство России, 2006. — № 3. С. 3 - 25.

6. Калмыков В.Н., Зотеев О.В., Зубков Ан.А., Гоготин A.A., Зубков Ар.А. Исследование физико-механических свойств отходов обогащения для разработки технологии формирования закладочного массива в выработанном пространстве карьера «Учалинский» / //Вестник МГТУ. — 2013. № 1. — С. 11-19. S2S

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Калмыков Вячеслав Николаевич - доктор технических наук, профессор, mail prmpi@magtu.ru,

Гоготин Алексей Анатольевич - кандидат технических наук, старший преподаватель, prmpi@magtu.ru,

Пыталев Иван Алексеевич - кандидат технических наук, доцент, Pytalev_Ivan@mail.ru,

Зубков Артем Анатольевич - кандидат технических наук, prmpi@magtu.ru, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова,

Зотеев Олег Вадимович - доктор технических наук, профессор, зав. лабораторией геодинамики и горного давления, zoteev.o@mail.ru, Институт горного дела УрО РАН.

UDC 622.271.2:[622.17:621.796]

THE CALCULATION OF THE THICKNESSES OF THE PROTECTION SHIELD ON THE SURFACE OF THE INSIDE DUMP UCHALINSKY OPEN PIT

Kalmykov Vyacheslav Nikolaevich - academic, Doctor Ingeniariae, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); prmpi@magtu.ru, Zoteev Oleg Vadimovich - laboratory chief of the geodynamics and strata pressure of the Institute of Mining of Ural Branch of RAS, academic, Doctor Ingeniariae, Institute of Mining of Ural Branch of RAS; zoteev.o@mail.ru, Gogotin Aleksey Anatolyevich - senior lector, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); prmpi@magtu.ru,

Pytalev Ivan Alekseevich - associate professor, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); Pytalev_Ivan@mail.ru,

Zubkov Artem Anatolyevich - candidate of Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University (NMSTU); prmpi@magtu.ru.

The surface water is transferred by to the mined-out space of the underground mine through the inside dump located in the northern part of the open pit. Authors were calculated the thicknesses of the protection shield in order to avoid penetration of the thickened product in Uchalinsky underground mine through the inside dump. It was drawn up the graphical schedule of the increase the level of the densification material on the side surface of the dump, was obtained the concentration criterion. This data allow to calculate the distance where the densification material penetrates through the body of the dump, in depends on the material and the thicknesses of the protection shield. It was calculated the necessary thickness of the shield for ensure the safety ore mine.

Key words: densification material, protection shield, pressure pulp, fluid passage, grain-size composition, filtration, drainage bores.

REFERENCES

1. Specialnye tehnicheskie uslovija (STU) na proektirovanie tehnologii rekul'tivacii Uchalinskogo karera produktom sgushhenija hvostov obogatitelnoj fabriki (Special technical specifications (CTS) for the design of remediation technologies Uchalinsky career condensation product of tailings concentrator). ZAO «Maggeojekspert», Magnitogorsk, 2014.

2. Shestakov V.M. Gidrogeodinamika (Gidrogeodinamika). Moscow: MGU, 1995. 368 p.

3. Gavich I.K. Gidrogeodinamika (Gidrogeodinamika). Moscow: Nedra, 1988. 352 p.

4. Gersevanov N.M., Pol'shin D.E. Teoreticheskie osnovy mehaniki gruntov i ih teo-reticheskie primenenija (Theoretical Foundations of soil mechanics and theoretical applications). Moscow: GISL, 1948. 247 p.

5. Zoteev V.G., Zoteev O.V., Nizamutdinova E.O. Ocenka fiziko-mehanicheskih svojstv nesvjaznyh gruntov, ispol'zuemyh pri stroitel'stve i rekonstrukcii zemljanyh plotin po ih granulometricheskomu sostavu (Evaluation of physical and mechanical properties of loose soils used in the construction and reconstruction of the dams on their particle size distribution) //Vodnoe hozjajstvo Rossii, 2006. No 3. pp. 3 - 25.

6. Kalmykov V.N., Zoteev O.V., Zubkov An.A., Gogotin A.A., Zubkov Ar.A. Issledo-vanie fiziko-mehanicheskih svojstv othodov obogashhenija dlja razrabotki tehnologii formiro-vanija zakladochnogo massiva v vyrabotannom prostranstve karera «Uchalinskij» (Investigation of physical and mechanical properties of tailings to develop the technology of forming filling mass in the goaf career «Uchalinsky») //Vestnik MGTU. 2013. No 1. pp. 11-19.

© В.Н. Калмыков, B.B. Латкин, A.A. Зубков, С.С. Неугомонов, П.В. Волков, 2015

УДК 622.281.76

B.Н. Калмыков, В.В. Латкин, A.A. Зубков,

C.С. Неугомонов, П.В. Волков

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ ВОЗВЕДЕНИЯ УСИЛЕННОЙ КОМБИНИРОВАННОЙ КРЕПИ НА ПОДЗЕМНЫХ РУДНИКАХ

Приведены особенности применения усиленной комбинированной крепи на подземных рудниках. Дана экономическая оценка замены СВП на анкерную крепь с металлической сеткой и набрызгбетоном. Ключевые слова: анкер, набрызгбетон, специальный металлический профиль.

Ввиду сокращения рудных площадей при отработке месторождений возникает проблема интенсификации подготовительно-нарезных работ, процессов проходки горных выработок. Увеличение скорости проходки горных выработок возможно обеспечить путем сокращения затрат времени на крепление при условии, что это не приведет к снижению несущей способности крепи и безопасности горных работ.

Поэтому целью настоящих исследований является выявление технологических особенностей крепления в сложных горно-геологических условиях, а также интенсификация проходки горных выработок и снижение стоимости их проведения путем замены тяжелых, металлоемких видов крепи на усиленную комбинированную крепь с использованием самозакрепляющихся анкеров.

Усиленная комбинированная крепь (СЗА-УКК) представляет собой конструкцию, состоящую из самозакрепляющегося анкера (СЗА), армокаркаса и набрызгбетона. Данный тип крепи возможно использовать в слабоустойчивых и неустойчивых массивах.

Армокаркас навешивается на стержень анкера и устанавливается одновременно с введением анкера в шпур. Плотное прилегание каркаса к контуру выработки обеспечивается опорной плитой за счет напорного усилия податчика установки.

Рис. 1. Конструкция усиленной крепи с элементами СЗА-УКК для подвешивания металлической сетки

В случае крепления выработок усиленной комбинированной крепью с использованием металлической сетки конструкцией СЗА предусмотрен определенный вид опорной плиты для подвешивания металлической сетки (рис. 1).

Внедрение технологии крепления с использованием самозакрепляющейся анкерной крепи позволяет сократить время простоя забоев за счет исключения из времени технологического процесса установки крепи сроков набора несущей способности и, тем самым, увеличить скорость проведения выработки и повысить безопасность ведения горных работ.

Согласно общепризнанной методике расчета параметров крепления горного массива анкерной крепью определение параметров усиленной комбинированной крепи производится для самого неблагоприятного случая вывала породы — обрушения «пирамиды вывала» в межанкерной зоне до нанесения слоя набрыз-гбетонного покрытия (рис. 2).

Объем породы, попавший в «пирамиду вывала»:

V=1 • а2 • Н, м3 (1)

3

где V - объем породы, попавший в «пирамиду вывала», м3; а - ширина «пирамиды вывала», м, Н-высота пирамиды вывала, м.

Так как «пирамида вывала» опирается своим основанием на две смежные части армокаркаса, то нагрузка на один армокаркас составит:

Яв = у • V, т (2)

Рис. 2. Пирамиды вывала в межанкерной зоне

При нагружении армокаркаса «пирамидой вывала» основная нагрузка будет восприниматься цилиндрической втулкой. Исходя из ранее проведенных испытаний элементов конструкции самозакрепляющейся анкерной крепи, несущая способность цилиндрической втулки составляет дВ7=5 т. Поэтому нагрузка на армокар-кас дв не должна превышать двг.

Так как при применении усиленной комбинированной крепи размеры конструктивных элементов известны, то возможно рассчитать нагрузку на армокаркас. Результаты расчетов при сетке штангования 0,9x0,9 м и 1,2x1,2 м и варьировании значений объемного веса руд и пород представлены в табл. 1.

Согласно полученным данным при сетке штангования 1,2x1,2 м и объемном весе руд 4,5 т/м3 нагрузка на армокаркас составляет 3,9 т, а несущая способность цилиндрической втулки составляет 5 т, то конструкция усиленной комбинированной крепи сможет воспринять действующую на неё нагрузку и позволит безопасно производить работы в горной выработке.

Таблица 1

Результаты расчетов нагрузки на армокаркас

Объемный вес руд и пород, т/м3 Ширина пирамиды вывала, м, при сетке штангования, м Высота пирамиды вывала, м, при сетке штан-гования, м Объем пирами- 3 ды вывала, м , при сетке штан-гования, м Нагрузка на армокаркас, т, при сетке штан-гования, м

0,9x0,9 1,2x1,2 0,9x0,9 1,2x1,2 0,9x0,9 1,2x1,2 0,9x0,9 1,2x1,2

1,5 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 0,64 1,30

2 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 0,85 1,73

2,5 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 1,06 2,17

3 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 1,27 2,60

3,5 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 1,49 3,03

4 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 1,70 3,46

4,5 0,7 1,0 0,61 0,87 0,42 0,87 1,91 3,90

С целью определения возможности применения усиленной комбинированной крепи были проведены опытно-промышленные испытания на Сибайском подземном руднике ОАО «УГОК».

Испытания несущей способности самозакрепляющихся анкеров проводились с помощью оттарированного динамометрического ключа в породах и рудах с различными физико-механическими характеристиками.

Испытаниям подвергнуты 5 анкеров (категория устойчивости ^а), 2 из которых показали несущую способность более 7,5 т, на остальных произошел разрыв сварочного шва в местах соединения металлической петли из арматуры и анкера.

По результатам испытаний сделан вывод о целесообразности применения самозакрепляющейся анкерной крепи с толщиной стенки анкера равной 2,5 мм, так как он удовлетворяет требованиям пункта 5.1.2.1 технических условий и пункта 5.1.2.1 ГОСТ Р 52042-2003.

Визуальными наблюдениями за опытными участками в процессе проведения промышленных испытаний технологии крепления подземных горных выработок самозакрепляющейся анкерной и усиленной комбинированной крепью не выявили нарушения устойчивости контура выработок. Состояние горных выработок удовлетворительное (рис. 3).

За период опытно-промышленных испытаний было закреплено 45 погонных метров выработок. В процессе крепления была изменена конструкция армокаркаса (произведен загиб концов арматуры), за счет чего увеличена прижимная сила крепи к упрочняемым породам и исключено разрушение каркасов взрывными работами. В итоге, результаты опытно-промышленных испытаний показали работоспособность крепи в горном массиве различных категорий устойчивости.

Рис. 3. Выработка, закрепленная усиленной комбинированной крепью: а — до нанесения слоя набрызгбетона; б — после нанесения набрыз-гбетона

Были получены оптимальные значения параметров крепления горных выработок для условий уральских рудников. Так сетка штангования 0,9x0,9 м рекомендована для классов горного массива - II6-IV6 и 0,7x0,7 м - для 1Ув-Уб.

При экономической оценке целесообразности испытываемых видов крепи в качестве критерия эффективности принята себестоимость крепления 1 пог.м. выработки.

Расчет себестоимости крепления 1 пог.м выработки, площадью сечения — S=19,5 м2, производился для следующих видов крепи:

— арочная металлическая крепь из спецпрофиля СВП;

— усиленная комбинированная крепь из железобетонных анкеров и набрызгбетона, армированного металлической сеткой;

— усиленная комбинированная крепь с использованием самозакрепляющихся анкеров.

При расчетах учитывалось использование следующего оборудования: бурение шпуров - буровая установка Мономатик 10540; навеска сетки УКК и установка СВП - ПДМ Торо - 301; нанесение набрызгбетона - СБ-67.

Проведенные расчеты стоимости крепления 1 пог.м. выработки показали, что, по сравнению с применяемой технологией крепления арочной металлической крепью из спецпрофиля СВП (стоимость 32106 руб/пог.м) и усиленной комбинированной крепью из железобетонных анкеров и набрызгбетона, армированного металлической сеткой (стоимость 18315 руб/пог.м) применение усиленной комбинированной крепи с использованием самозакрепляющихся анкеров (стоимость 16311 руб/п.м) позволит сократить затраты на крепление 1 пог.м. выработки на 48% и 12% соответственно.

Выводы

Применение усиленной комбинированной крепи с использованием самозакрепляющихся анкеров в условиях уральских рудников технологически возможно и экономически целесообразно. При данном виде крепи обеспечивается требуемая устойчивость контуров выработок, повышается скорость проходки.

Замена усиленной комбинированной крепи из железобетонных анкеров и набрызгбетона, армированного металлической сеткой, на усиленную комбинированную крепь из самозакрепляющихся анкеров в массиве III, IV категории позволит снизить себестоимость крепления на 12%.

В местах, где необходимо устанавливать металлическую арочную крепь (класс горного массива V), рекомендуется применять усиленную комбинированную крепь с использованием самозакрепляющихся анкеров, что обеспечит снижение себестоимости крепления 1 пог.м выработки на 48%.

1. Широков А.П, Лидер В.А. и т.д. Анкерная крепь, справочник.: М.: Недра, 1990 г.

2. НИР «Разработка методики и проведение опытно - промышленных испытаний технологии крепления подготовительно - нарезных выработок с применением композитных материалов», Учалы - Магнитогорск - 2011 г.

3. Зубков А.А., Неугомонов С.С., Волков П.В., Латкин В.В. Перспективы применения композитных материалов при креплении горных выработок анкерной крепью.

4. Калмыков В.Н., Зубков А.А., Волков П.В., Пушкарев Е.И., Латкин В.В. Технологии механизированного крепления горных выработок усиленной комбинированной крепью с использованием самозакрепляющихся анкеров и набрызгбетона наносимого способом «мокрого» набрызгбетонирования на подземных рудниках Урала.

5. Технологическая инструкция по возведению крепей подземных горных выработок на рудниках Учалинского ГОКа. - Учалы-Екатеринбург,

6. Калмыков В.Н., Зубков А.А., Волков П.В., Пушкарев Е.И., Латкин В.В. Технологии механизированного крепления горных выработок усиленной комбинированной крепью с использованием самозакрепляющихся анкеров и набрызгбетона наносимого способом «мокрого» набрызгбетонирования на подземных рудниках Урала/// Сборник научных трудов SWorld. Материалы международной научно-практической конференции «Современные направления теоретических и прикладных исследований '2013». - Выпуск 1. Том 3 - Одесса: КУПРИЕНКО, 2013. - ЦИТ: 113-0042 - С. 88-90. ИЭ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Калмыков Вячеслав Николаевич - доктор технических наук, профессор,

заведующий кафедрой,

Латкин Вадим Владимирович - аспирант,

Зубков Антон Анатольевич - старший преподаватель,

Неугомонов Сергей Сергеевич - доцент,

Волков Павел Владимирович - старший преподаватель,

Магнитогорский государственный технический университет им Г.И. Носова.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

2000.

UDC 622.281.76

THE FEATURE OF CONSTRUCTION INCREASED COMBINED FIX ON UNDERGROUND MINES

Kalmykov Vyacheslav Nikolaevich, doctor of technical science, professor, head of natural resources, Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov, Russia, Latkin Vadim Vladimirovich, post- graduate student at the department of the underground mining of natural resources, Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov, Russia,

Zubkov Anton Anatol'evich, senior teacher at the department of the underground mining of natural resources, Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov, Russia,

Neygomonov Sergei Sergeevich, associate professor at the department of the underground mining of natural resources, Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov, Russia,

Volkov Pavel Vladimirovich, post-graduate student at the department of the underground mining of natural resources, Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov, Russia.

Are provided the feature of application increased combined fix on underground mines. The economic assessment of replacement of SVP by an anchor with the metal gauze and sprayed concrete.

Key words: anchor, sprayed concrete, the special metal profile.

REFERENCES

1. Shirokov A.P, Lider V.A. i t.d. Ankernaja krep, spravochnik (Anchor, reference book): Moscow: Nedra, 1990.

2. NIR «Razrabotka metodiki i provedenie opytno - promyshlennyh ispytanij tehnologii kreplenija podgotovitel'no - nareznyh vyrabotok s primeneniem kompozitnyh ma-terialov», Uchaly. Magnitogorsk, 2011.

3. Zubkov A.A., Neugomonov S.S., Volkov P.V., Latkin V.V. Perspektivy primenenija kompozitnyh materialov pri kreplenii gornyh vyrabotok ankernoj krep'ju (Prospects of use of composite materials when fastening excavations anchor).

4. Kalmykov V.N., Zubkov A.A., Volkov P.V., Pushkarev E.I., Latkin V.V. Tehnologii mehanizirovannogo kreplenija gornyh vyrabotok usilennoj kombinirovannoj krep'ju s is-pol'zovaniem samozakrepljajushhihsja ankerov i nabryzgbetona nanosimogo sposobom «mokrogo» nabryzgbetonirovanija na podzemnyh rudnikah Urala (The technology of the mechanized fastening of excavations strengthened combined fix with use of the self-fixed anchors and a nabryzgbetona of the «wet» nabryzgbetonirovaniye put in the way on underground mines of the Urals).

5. Tehnologicheskaja instrukcija po vozvedeniju krepej podzemnyh gornyh vyrabotok na rudnikah Uchalinskogo GOKa (The technological instruction on construction krepy underground excavations on mines of Uchalinsky GOKA). Uchaly-Ekaterinburg, 2000.

6. Kalmykov V.N., Zubkov A.A., Volkov P.V., Pushkarev E.I., Latkin V.V. Tehnologii mehanizirovannogo kreplenija gornyh vyrabotok usilennoj kombinirovannoj krep'ju s is-polzovaniem samozakrepljajushhihsja ankerov i nabryzgbetona nanosimogo sposobom «mok-rogo» nabryzgbetonirovanija na podzemnyh rudnikah Urala (The technology of the mechanized fastening of excavations strengthened combined крепью with use of the self-fixed anchors and a sprayed concrete of the «wet» sprayed concrete put in the way on underground mines of the Urals)/// Sbornik nauchnyh trudov SWorld. Materialy mezhdunarodnoj nauchno-prakticheskoj konferencii «Sovremennye napravlenija teoreticheskih i prikladnyh issledovanij '2013». Vypusk 1. Tom 3. Odessa: Kuprienko, 2013. CIT: 113-0042. pp. 88-90.

© М.В. Рыльникова, В.В. Олизаренко, Ар.А. Зубков, А.П. Миxальчук, 2015

УЛК 622.512:622.516:622.515

М.В. Рыльникова, В.В. Олизаренко, Ар.А. Зубков, А.П. Михальчук

МЕТОДИКА РАСЧЕТА КЛИНОВОЙ ВОДОНЕПРОНИЦАЕМОЙ ПЕРЕМЫЧКИ С РАСПАШНЫМИ СТВОРКАМИ ВОРОТ ДЛЯ ДВИЖЕНИЯ САМОХОДНОЙ ТЕХНИКИ *

Обеспечение надежного и безопасного функционирования подземного рудника при комбинированной открыто-подземной разработке месторождений, достигается обоснованным выбором конструкции и методики расчета клинчатой одноступенчатой железобетонной водонепроницаемой перемычки с распашными створками ворот, исключающей возможный риск прорыва текучих сред (шахтных вод, пульпы отходов обогащения, закладочной смеси) в действующие подземные горные выработки.

Ключевые слова: безопасность горных работ, экологическая безопасность, изоляция подземного рудника, надежность, водонепроницаемая перемычка.

Постановка проблемы. Для обеспечения промышленной и экологической безопасности горных работ и устойчивого функционирования подземного рудника при отработке подкарьерных запасов месторождения с применением самоходной техники при комбинированной схеме вскрытия шахтных запасов из карьера необходим обоснованный выбор и надежный расчет конструкции водонепроницаемой перемычки, обеспечивающей движение горнотранспортного оборудования и гидроизоляцию выработок подземного рудника на случай подтопления карьера ливневыми и паводковыми стоками, водопородной смесью, стекающей с бортов карьера.

Подобный случаи, сопровождающиеся динамическим прорывом подземных вод и пульпообразных масс в подземные выработки, наблюдались на Учалинском, Гайском, Камаганском (рис. 1) месторождениях, разрабатываемых компанией УГМК-холдинг, на рудниках «Айхал» и «Мир» АК АДРОСА, на Высокогорском месторождении ГМК «Евраз груп» и др.

Работа выполнена при поддержке РНФ (грант 14-37-00050). 70

Рис. 1. Промоины на северном борту карьера Камаган после прорыва воды и затопления карьера выше гор. 150 м

Технические решения

Анализ способов изоляции горных выработок от прорыва воды [1, 2], пульпы [3], возможных сценариев возникновения и развития нештатных ситуаций при отработке рудных тел комбинированным способом [4], обобщение конструкций и способов возведения гидроизолирующих перемычек [5-9]: металлических [5]; деревянных [9, 10]; бетонных и железобетонных [7. 10]; клиновых бетонных сплошных и с проходной дверью [2] выявили отсутствие единого методического подхода к обоснованию параметров перемычек, от надежной эксплуатации кторых зависит безопасность горных работ и состояние литосферы и гидросферы в зоне влияния горнотехнических систем.

Формируемые при разработке месторождений взаимосвязанные и взаимозависимые природные и технические системы являются наиболее сложными и экологически опасными в эксплуатации. Для улучшения условий обитания человека в горнотехнической системе и в ореоле ее влияния необходимо создание надежных гидроизолирующих перемычек, обеспечивающих пропуск в подземный рудник горнотранспортного оборудования в нормальных природно-климатических условиях и перекрывающих выработки подземного рудника в случае массового движения воды и пульпообразных масс в условиях подтопления карьера.

Результатами исследований [12] подтверждено, что глухие клиновидные изолирующие перемычки (рис. 2) являются наиболее простыми по конструктивному исполнению и экономичными по затратам на их возведение и эксплуатацию в подземных горных выработках. Причем, результаты расчетов показали, что даже при образовании в теле глухой перемычки сквозной идеально прямой

трещины длиной 50 см, риск залпового затопления выработки отсутствует, При этом скорость поступления пульпы в горные выработки не превышает 1120 м3/сут или 46,6 м /час [4].

Из графиков на рис. 2 видно, что применение глухих бетонных одноступенчатых клинчатых водонепроницаемых перемычек достаточно эффективно. Однако, в конструкции бетонных одноступенчатых клинчатых водонепроницаемых перемычек не предусмотрен проем в железобетонном корпусе для проезда самоходного транспорта. Этот недостаток устраняется применением в перемычках герметично перекрываемых распашных створок ворот для проезда самоходной техники. Высокая ответственность данной конструкции требует проведения дополнительных исследований условий ее применения и с учетом этого разработки методики расчета параметров.

а б

Рис. 2. Графики зависимости толщины перемычки от размеров поперечного сечения (а), гидростатического давления (б) и наиболее вероятное место возникновения каналов в теле клиновой перемычки или по ее периметру (в) [4]

а

Рис. 3. Общий вид (а) и расчетная схема (б) ВНП с железобетонным корпусом и рамой ворот с распашными створками: 1 - камера; 2 -корпус перемычки с проемом; 3, 4 - соответственно рама и створки ворот в закрытом и открытом положении; 5 - лебедка с ручным приводом для перемещения створок ворот

В предлагаемой конструкции водонепроницаемой перемычки с распашными створками ворот (ВНП) (рис. 3) распашные створки находятся в фиксированном постоянно открытом состоянии и закрываются лебедкой с ручным приводом только при возникновении аварийной ситуации, связанной с вероятностью прорыва воды и пульпообразных масс в действующие горные выработки.

Поперечное прямоугольное сечение проема, выполненное в железобетонном корпусе ВНП, герметично перекрывается рамой ворот с распашными створками и изолирующими прокладками, обеспечивая гидроизоляцию горной выработки от напора потока воды. В расчетах принимается предельно возможная высота столба жидкости, по которой рассчитывается гидростатическое давле-

ние, закладываемое в качестве исходного для проверочных прочностных расчетов комплектующих элементов перемычки: рамы и распашных створок ворот, железобетонного корпуса.

Методика проектирования ВНП с распашными створками ворот основана на типовой методике расчета сплошных бетонных перемычек [1], но учитывает влияние одноступенчатой клинчатой железобетонной ВНП с прямоугольным проемом для ворот с распашными створками на прямолинейно-горизонтальном участке горной выработки. Горная выработка на участке устройства ВНП увеличивается в сечении из расчета проезда самоходной техники.

В проектных расчетах одноступенчатой клинчатой железобетонной ВНП задаются предельная величина гидростатического давления (я, МПа) на элементы ВНП; условная отметка распорной перемычки и физико-механические характеристики вмещающих пород (коэффициент крепости — /; предел прочности на сжатие -ос;;, т/м2; плотность — у, т/м3; трещиноватость, обводненность), а также кислотность шахтной воды (1-6<(рН=7)<8-12). Выбор рационального места размещения ВНП производят исходя из горнотехнических условий на условной геологической отметке с известными горно-геологическими свойствами вмещающих пород. Сечение горизонтальных горных выработок, выходящих в карьер характеризуется параметрами Б, ширина, В и высота, Н.

Определение размеров выработки для устройства железобетонного корпуса ВНП рекомендуется выполнять по расчетной схеме клинчатой одноступенчатой ВНП прямоугольно-сводчатой формы с трехцентровым сводом (рис. 4). Пример расчета ширины по подошве и кровле транспортной горной выработки выполнен на примере квершлага с трехцентровым сводом (рис. 4), На рисунке аг-г - ширина выработки, м; Ъг-г = Ъг + Ъ2 - высота выработки, Ъг, Ъ2 - высота, соответственно, поперечного прямоугольного сечения квершлага (Ъг, м) и трехцентрового свода (Ъ2 =а/3, м).

Ширина камеры по подошве и кровле, соответственно, в сечении 2-2 и 3-3 определяются как [2]:

а2-2 = аг-г + е (1) и аз-з = + е, (1)

где е - ширина заделки ступени перемычки в горные породы (расстояние, на которое увеличиваются параметры по периметру выработки в сечениях 1-1 и 2-2,

е =Вп^а, (2)

где Вп - толщина (или длина £п, м) перемычки в клиновой части перемычки, м; а - угол наклона клиновой поверхности корпуса перемычки, соответственно, и камеры к продольной оси перемычки, а = 15о.

Рис. 4. Расчетная схема для определения размеров выработки прямоугольно-сводчатой формы с трехцентровым сводом с клинчатой одноступенчатой ВНП

Из условия прочности на сжатие толщина (Вп, м) одноступенчатой клинчатой перемычки для прямоугольно-сводчатой формы поперечного сечения горных выработок с трехцентровым сводом (рис. 4) определяется [1].

вп =

(0,785 + 1)а + 2(b1 + 0,785b2 2(1,57 + 2)tga

4X-pr ■ a(b1 + 0,785b2)(3,57) ' m ■ RB [0,785 + 1)a + 2(b1 + 0,785b2 ) j

-1

(3)

где a - ширина выработки, м; bj - высота выработки от почвы до пяты свода, м; b2 - высота выработки от пяты до замка свода, м; X -коэффициент перегрузки, X = 1,2-1,3 [2]; pr - гидростатическое давление текучего, МПа; a - угол наклона бетонных клиновидных граней перемычки к горизонтальной оси, град; m - коэффициент условий работы, m=0,5-0,6; Recx - расчетное сопротивление бетона сжатию, МПа.

Толщина (Вп, м) одноступенчатой клинчатой перемычки для прямоугольносводчатой формы поперечного сечения горных выработок с трехцентровым сводом (рис. 3, 4) из условия прочности на срезывание бетона [1]

Xpra(4b1 + nb2)

Ïcp тт [4(a + 2b1

■ п(а -

2b

(4)

Принимается большее значение толщины (длины) клиновидного бетонного корпуса водонепроницаемой перемычки, рассчитанное по (3) и (4).

Длина наклонной клиновой поверхности камеры с контактом по вмещающим породам определяется:

^ =Вкп/соза. (5)

Площади поперечных сечений прямоугольно-сводчатой формы выработки с трехцентровым сводом (рис. 4) в месте сооружения перемычки определяются [2]

С учетом требований ЕПБ [4] площадь поперечного сечения (5, м2) трехцентрового свода горной выработки образуется тремя дугами: осевой с радиусом И и двумя боковыми радиусом г, которые определяются [12]

где В — ширина выработки, м; Ъ1 — высота вертикальной стенки, м; Лсв - высота трехцентрового свода, м.

Высота свода (Ьь мм) и радиусы осевой (И, мм) и боковой (г, мм) дуг определяются как: Ь,- =а/3; К = 0,692 а и г =0,262а.

Длина (Ьп, м) камеры клинчатой водонепроницаемой перемычки определяется как сумма межцентровых расстояний между сечениям (1-1)^(6-6) (рис. 4):

Ькп = Ь1-1 + Ь2-2 + Ьз-з + Ь4-4 + Ь5-5 + Ь.6-6, м. (8)

где Ь1-1,..., Ь66—межцентровые расстояния между сечениями (1-1)^ (6-6), м.

Объем камеры для размещения водонепроницаемой перемычки определяется:

и межцентровое расстояние (м) между (Н)-ми сечениями камеры.

Для предотвращения обходной фильтрации воды предусматривается выполнение тампонажных работ по периметру корпуса перемычки. Длина клинового контакта бетона перемычки с породой (рис. 5) определяет толщину (длину) железобетонного корпуса перемычки и с учетом изменяющихся длин между поперечными сечениями 1-1, 2-2, 3-3, сужающейся части камеры до первоначального размера сечения квершлага, что требует проведения расчетов по определению их расчетных значений (рис. 5).

5 = (Ь1+0,784Ь2) а.

(6)

5 = В* (¿1 + Лсв) = В*(Л +0,26 *В),

(7)

Рис. 5. Схема к расчету количества шпуров для тампонирования горной породы по периметру клиновой поверхности железобетонного корпуса перемычки

Количество шпуров (пшп, шт) определяется по расположению их на площади тампонирования (Бт, м2) по сетке (Бс = 1,5x1,5 м) на контакте клиновой и прямоугольной поверхности железобетонного корпуса ВНП с горной породой (рис. 5) расчитывается:

Пшп = Б/Бс. (10)

Шпуры бурятся по всему периметру площади (Бс, м2 ) в количестве 50 шт.

Объем цементного раствора на основе шлакопортландцемен-та М300 для тампонажа горных пород определяется:

^ = к Б/ ут, (11)

где к - коэффициент, учитывающий расход цементного раствора на тампонаж 1 пог. м шпура; Б/ - площадь тампонажа, м2; ут -удельная масса цементного раствора, т/м3.

Железобетонный корпус одноступенчатой клиновой ВНП представлен: непосредственно армированной по длине и высоте клинчатой части перемычки (рис. 6) между сечениями (3-3) — (44); армированными частями прямоугольной формы в нижней части железобетонного корпуса и клиноступенчатой формы в верхней части между сечениями (3-3)-(2-2), располагаемой над опалубкой проема для проезда самоходной техники.

Прямоугольная железобетонная часть ВНП по периметру проема по подошве и бокам предназначена для крепления рамы и прокладки трубопровода для регулируемого сброса воды. По потолочине прокладываются трубы с обеспечением герметичной

Рис. 6. Схема сечений железобетонного корпуса водонепроницаемой перемычки с сеткой армировки и закладными деталями: 1 -

железобетонный корпус перемычки; 2 - проем для проезда самоходного транспорта; 3 - рама распашных ворот; 4 - закладные детали

проводки по ним коммуникаций инженрнотехнического обеспечения подземного рудника (электроэнергия, сжатый воздух, техническая вода и трубопроводы для откачки шахтной воды).

Площадь боковой поверхности железобетонного корпуса ВНП определяется:

Ббпк Бвпк + Бнпк + Блпк> (12)

где Бвюп^к - внутренняя открытая поверхность железобетонного корпуса, м2; Бнпк - нижняя поверхность козырька для закладных деталей, м2; Блпк - лобовая поверхность козырька без учета площадей закладных деталей, м2.

Значения площади боковых открытых поверхностей железобетонного корпуса водонепроницаемой перемычки определяются конструктивно.

1. Суммарный объем №кор, м3) железобетонного корпуса клинчатой и прямоугольной частей перемычки, а также части для крепления рамы распашных ворот определяется по формуле:

V'кор = VI + 42 + V = [(БпфЬпф) + (БкфЬкф)] - БпрЬпр, (13) где Бпф, Бкф, Ьпф, Ькф - соответственно, площади поперечного сечения (м2) и длина (м) прямоугольной и клинчатой формы железобетонного корпуса и проходного сечения для проезда самоходной техники.

2. Объем каждой части железобетонного корпуса определяется по расчетным схемам (рис. 6) между сечениями (2-2) — (3-3) и (3-3) — (4-4).

3. Общая длина прямоугольной и клинчатой формы железобетонного корпуса (Ькор, м) определяется по формуле

^кор ^пф + ^кфч (14)

Прочность бетонного корпуса водонепроницаемой перемычки усиливается заложенной в нем арматурой (рис. 6). Арматура железобетонного корпуса водонепроницаемой перемычки запроектирована из 2-х рядов арматурных стержней: продольных — диаметром 16 мм кл. А-111 с шагом 200 мм и поперечных — диаметром 16 мм кл. А-111 с шагом 500 мм. При изготовлении арматурных сеток контактную точечную сварку двух стержней выполнять по ГОСТ 14098-91, тип соединения — способом сварки К1-Кт. Защитный слой бетона для рабочей арматуры - 50 мм.

Железобетонный корпус ВНП заливается совместно с закладными деталями (ЗД 1-10). Закладные детали (ЗК-1 и ЗД-2 рис. 6) обеспечивают крепление рамы распашных ворот в проеме для проезда самоходной техники.

Конструкции закладных деталей проектируются из труб ЗД-(3-10), стальных пластин с приваренными к ним арматурными стержнями из стали периодического профиля диаметром 10-25 мм (ЗД-(1-2) и закладным анкером в горную породу для крепления крюка, обеспечивающего удержание распашных створок ворот в открытом состоянии.

Распашные ворота (рис. 8) устанавливаются в поперечном сечении проема (ВвхНв, м) в корпусе железобетонной перемычки, который конструктивно определяет их ширину и высоту.

В зависимости от гидростатического давления выбирают типовые сечения металлоконструкций рамы, балок, стоек, створок распашных ворот (рис. 8, 9) и их сварных соединений по известным методикам [5, 6].

ЗД 2 ЙГ/ЯМф-

Рис. 7. Закладные детали для крепления рамы распашных ворот к железобетонному корпусу: 3 - лист 12х300х380 мм; 4 - арматура Ш16 А111

Рис. 8. Схема расположения ворот с распашными створками в железобетонном корпусе водонепроницаемой перемычки: 1 - рама ворот; 2 - балки ворот; 3 — распашные створки ворот (в закрытом и распахнутом положении); 4 - упорная стойка створок распашных ворот

С целью снижения действия изгибающих напряжений в центральной части створок ворот последние закрываются полностью под углом 25о, опираясь на упорную стойку 4 (рис. 9) из двутавра № 36 (360x145 мм) и поддерживаются опорными роликами, корпуса которых жестко соединены с рамами створок ворот, предотвращая перекосы створок, за счет упора ролика на поверхность закладной детали (ЗД-1). Кроме того, плоскости распашных створок ворот усилены ребрами жесткости, что повышает надежность их работы.

Толщину железобетонного корпуса ВНП, из условий прочности ее на срезывание, от продавливания под действием статического напора воды, рекомендуется проверять по формуле [1]

5= раЬ , (15)

2( а + Ь)т

где р — удельное давление воды, действующее на перемычку, МПа; а и Ь — ширина и высота водонапорной перемычки, металлоконструкции распашных ворот, м; т — допустимое напряжение срезыванию материала перемычки и металлоконструкций распашных ворот, МПа.

Результаты расчета проверяются по неравенству 5расч > 5доп.

Рис. 9. План и разрез рамы ворот с распашными створками в железобетонном корпусе водонепроницаемой перемычки: 1 - сварная конструкция распашных ворот; 2 - рама ворот; 3 - балки ворот; 4 - стойки ворот; 5 — распашные створки ворот; 6- шарниры

При расчетах допустимое напряжение срезыванию бетона рекомендуется принимать 15 % от допустимого напряжения сжатию [1]:

аб = 0,15- Ксж. (16)

Водопроницаемость перемычек проверяется по формуле 5 = 48 Р1 к1 Б1, (17)

где Р1 — напор текучего, м; к1 — коэффициент фильтрации бетона, к1 = 18,72106-30,42106 в зависимости от допустимого напряжения (11,7-12,2) МПа; Б1 — сечение выработки в месте устройства перемычки, м2-

Рис. 10. Схема последовательного ведения работ по этапам строительства водонепроницаемой перемынки

Технологические решения по производству монтажных и непосредственно железобетонных работ по заливке установленной и выверенной арматуры и закладных деталей при строительстве ВНП адаптирован к условиям квершлага на руднике Камаган (рис. 10).

Заключение

Достоинством конструкции клинчатой одноступенчатой железобетонной водонепроницаемой перемычки с распашными створками ворот является надежность, прочность и устойчивость действующему гидростатическому давлению шахтной воды, пульпы хвостов. Ворота с распашными створками и ручным приводом просты в эксплуатации. Постоянный профилактический осмотр и очистка пола на площади перемещения створок ворот обеспечивает плотность прилегания и герметизацию перекрытия воротного проема, и смаз- ке шарниров распашных створок.

Адаптация перемычек в условиях рудника Камаган выявила работоспособность предложенной конструкции и методики расчета клинчатой одноступенчатой железобетонной водонепроницаемой перемычки с распашными створками ворот.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Калмыков Е.П. Борьба с внезапными прорывами воды в горные выработки. - М.: Недра, 1973. - 240 с.

2. Казикаев, Д.М., Осипенко Ю.С. Разработка рудных местрождений под водными объектами. - М.: Недра, 1989. - 192 с.

3.Калмыков В.Н, Олизаренко В.В., Зубков Ар.А. Анализ факторов рационального и безопасного формирования техногенных массивов из текущих отходов обогащения в выработанных пространствах карьеров /Проблемы проектирования технологии подземной и комбинированной разработки рудных месторождений //Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). — 2013. № 5. — С. 71-77.

4. Ахмедьянов И.Х., Зотеев О.В., Калмыков В.Н., Гоготин А.А. Анализ возможных сценариев возникновения и развития нештатных ситуаций при рекультивации Учалинского карьера сгущенными хвостами обогащения /Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России. Выпуск 1: Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). -2014. № 10. С.95-105.

5. Донченко А.С., Донченко В.А. Справочник механика рудной шахты. -М.: Недра, 1985. -558 с.

6. Закладочные работы в шахтах: Справочник. Под ред. Д. М. Бронникова, М. Н. Цыгалова. - М.: Недра, 1989. — 400 с.

7. Олизаренко В.В., Мингажев М.М. Рудничный водоотлив при отработке медно-колчеданных месторождений Южного Урала: Монография. — Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГГУ им Г.И.Носова», 2010. — 252 с.

8. Зубков А.Е., Зотеев О.В., Калмыков В.Н., Гоготин А.А., Зубков А.А. Разработка технологии складирования отходов обогатительного предела в выработанных пространствах карьера и шахт при освоении медноколчедан-ных месторождений Урала //Материалы международной научно-практической конференции «Создание высокоэффективных производств на предприятиях горно-металлург. комплекса». — Екатеринбург: Уральский рабочий, 2013. — С. 9-10.

9. Рыльникова М.В., Олизаренко В.В., Михальчук А.П. Формирование и сооружение изолирующих перемычек в горных выработках подземных рудников под заполняемыми хвостовой пульпой карьером /Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России. Выпуск 1: Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). -2014. № 10. С.124-137.

10. Технологическая инструкция по производству закладочных работ на подземных рудниках. -Екатеринбург-Учалы: ОАО «Унипромедь», 1999. -36 с.

11. Калмыков В.Н., Зотеев О.В., Зубков Ан.А., Гоготин А.А. Опытно-промышленные испытания технологии закладки выработанного пространства Учалинского карьера отходами обогатительного передела /Известия вузов. Горный журнал. — 2013. № 7. — С. 4-9.

12. Нормы технологического проектирования горнорудных предприятий цветной металлургии с подземным способом разработки (ВНТП-13-2-97).

13. Федосьев В.И. Сопротивление материалов. - М.: МГТУ им. Н.Э. Баумана, 1999. - 289 с. ИШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Рыльникова Марина Владимировна - доктор технических наук, профессор, зав. отделом теории проектирования освоения недр ИПКОН РАН. гу1ткоуа@таП .ги,

Олизаренко Владимир Владимирович - кандидат технических наук, профессор, доцент,

Зубков Артем Анатольевич - кандидат технических наук, prmpi@magtu.ru, МГТУ.

Михальчук Александр Петрович - главный механик ОАО «Учалинский ГОК», ugok@ugok.ru.

UDC 622.512:622.516:622.515

CALCULATION WEDGE WATERPROOF JUMPER FROM SWING GATE LEAF FOR THE MOVEMENT OF SELF-PROPELLED MACHINERY

Rilnikova Marina Vladimirovna, professor, Doctor of Technical Sciences, Head. Division design theory Exploitation of Mineral Resources RAS IPKON, Russia, Olizarenko Vladimir Vladimirovich, candidate of technical sciences, professor, associate professor, VPO «Bauman», Russia,

ZubkovArtem A., Ph.D., VPO «Bauman», prmpi@magtu.ru, Russia. Mikhal'chuk A.P., Chief Engineer of JSC "Uchalinsky GOK",

Ensure reliable and safe operation of the underground mine at the combined open-Underground mining is achieved reasonable choice of design and calculation methods klin-chatoy single-stage waterproof concrete bridge with hinged doors gate, excluding the possible risk of breaking fluids (mine water, pulp tailings backfill mixture) in existing underground mine workings.

Key words: safety of mining operations, environmental safety, insulation of underground mine, reliable, waterproof jumper.

REFERENCES

1. Kalmykov E.P. Bor'ba s vnezapnymi proryvami vody v gornye vyrabotki (Fighting sudden inrush of water in the mine workings). Moscow: Nedra, 1973. 240 p.

2. Kazikaev, D.M., Osipenko Ju.S. Razrabotka rudnyh mestrozhdenij pod vodnymi ob#ektami (Development ore under water objects). Moscow: Nedra, 1989. 192 p.

3. Kalmykov V.N, Olizarenko V.V., Zubkov Ar.A. Analiz faktorov racional'nogo i be-zopasnogo formirovanija tehnogennyh massivov iz tekushhih othodov obogashhenija v vyrabotannyh prostranstvah kar'erov () /Problemy proektirovanija tehnologii podzemnoj i kombinirovannoj razrabotki rudnyh mestorozhdenij //Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). — 2013. № 5. — S. 71-77.

4. Ahmed'janov I.H., Zoteev O.V., Kalmykov V.N., Gogotin A.A. Analiz vozmozhnyh scenariev vozniknovenija i razvitija neshtatnyh situacij pri rekul'tivacii Uchalinskogo kar'era sgushhennymi hvostami obogashhenija (Analysis of possible scenarios for the origin and development of abnormal situations during reclamation Uchalinsky career thickened tailings) /Uslovija ustojchivogo funkcionirovanija mineral'no-syr'evogo kompleksa Rossii. Vypusk 1: Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). 2014. No 10. pp.95-105.

5. Donchenko A.S., Donchenko V.A. Spravochnik mehanika rudnoj shahty (Mechanics ore mine). Moscow: Nedra, 1985. 558 p.

6. Zakladochnye raboty v shahtah (Stowing operations in mines): Spravochnik. Pod red. D. M. Bronnikova, M. N. Cygalova. Moscow: Nedra, 1989. 400 p.

7. Olizarenko V.V., Mingazhev M.M. Rudnichnyj vodootliv pri otrabotke medno-kolchedannyh mestorozhdenij Juzhnogo Urala (Mine dewatering in mining copper-pyrite deposits of the Southern Urals): Monografija. Magnitogorsk: GOU VPO «MGTU im G.I.Nosova», 2010. 252 p.

8. Zubkov A.E., Zoteev O.V., Kalmykov V.N., Gogotin A.A., Zubkov A.A. Razrabotka tehnologii skladirovanija othodov obogatitel'nogo predela v vyrabotannyh prostranstvah kar'era i shaht pri osvoenii mednokolchedannyh mestorozhdenij Urala (Development of technology for processing waste storage limit in the goaf quarries and mines during the development of chalcopyrite deposits of the Urals) //Materialy mezhdunarodnoj nauchno-prakticheskoj konferencii «Sozdanie vysokojeffektivnyh proizvodstv na predprijatijah gorno-metallurg. kompleksa». Ekaterinburg: Ural'skij rabochij, 2013. pp. 9-10.

9. Ryl'nikova M.V., Olizarenko V.V., Mihal'chuk A.P. Formirovanie i sooruzhenie izolirujushhih peremychek v gornyh vyrabotkah podzemnyh rudnikov pod zapolnjaemymi hvostovoj pul'poj kar'erom (The formation and structure of insulating bridges in mines underground mines under-fill tailings slurry pit) /Uslovija ustojchivogo funkcionirovanija miner-al'no-syr'evogo kompleksa Rossii. Vypusk 1: Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). 2014. No 10. pp.124-137.

10. Tehnologicheskaja instrukcija po proizvodstvu zakladochnyh rabot na podzemnyh rudnikah (Tehnologicheskaya instructions for the production of filling operations in underground mines). Ekaterinburg-Uchaly: OAO «Unipromed'», 1999. 36 p.

11. Kalmykov V.N., Zoteev O.V., Zubkov An.A., Gogotin A.A. Opytno-promy-shlennye ispytanija tehnologii zakladki vyrabotannogo prostranstva Uchalinskogo kar'era ot-hodami obogatitel'nogo peredela (Pilot testing technology stowing Uchalinsky career waste processing repartition) /Izvestija vuzov. Gornyj zhurnal. 2013. No 7. pp. 4-9.

12. Normy tehnologicheskogo proektirovanija gornorudnyh predprijatij cvetnoj metal-lurgii s podzemnym sposobom razrabotki (VNTP-13-2-97).

13. Fedos'ev V.I. Soprotivlenie materialov (Strength of Materials). Moscow: MGTU im. N.Je. Baumana, 1999. 289 p.

- © В.А. Юков, 2015

УДК 622.2.002 В.А. Юков

ЭФФЕКТИВНОСТЬ РАДИОМЕТРИЧЕСКОГО ПРЕДОБОГАЩЕНИЯ МЕДНЫХ РУД

Последовательно рассмотрено влияние на показатели рудника крупнопорционной сортировки, покусковой сепарации отдельно и совместно в комбинированной схеме, а также последующего кучного выщелачивания получаемых бедных продуктов предварительного обогащения.

Ключевые слова: исходная руда, предварительное обогащение, крупнопорционная сортировка, покусковая сепарация, комбинированная схема, интегральный результирующий показатель.

Ланные радиометрического обогащения сульфидных мед-но-никелевых, свинцово-цинковых и других руд показывают, что его результаты являются достаточно высокими и позволяют достигать приемлемых для практики технологических показателей. Комплексы регистрирующей аппаратуры позволяют опробовать порции медно-никелевых руд с порогом определения меди и никеля по 0,1, кобальта - 0,05, железа - 1, серы - 1,2 %, олова - 0,015, вольфрама - 0,04 % [1, 2].

Представляется актуальным определение целесообразности предобогащения на примере подземного рудника в общей цепочке рудник-фабрика-завод.

Отрабатывается часть мощного медного месторождения. Запасы участка составляют 20 млн т. Его отрабатывает рудник с годовой производительностью 1 млн т. Применяемая система разработки - горизонтальные слои с твердеющей закладкой. При переработке больших объёмов целесообразно использовать комбинированную схему, включающую крупнопорционную сортировку (КПС) исходной руды и последующую покусковую сепарацию (ПС). Поэтому сопоставляются две схемы: обычного рудника и рудника с двух стадийной системой предобогащения.

Реализуемость вариантов выполнена с учётом условий неопределённости — изменения задаваемых исходных данных, приведенных в табл. 1

Таблица 1

Исходные данные по вариантам

Показатели Ед.. Базо- Схема Металл кучно-

изм. вая предконцентра-ции го вышелачи-вания

КПС ПС КПС ПС

Геологические запасы, млн. т 20 20

(Х1)

Среднее содержание % 1 1

меди в запасах

Среднее содержание % 0.4 0,4

меди во вмещающих

породах

Среднее содержание % 1,8 1,8

цинка в запасах,

Среднее содержание % 1,49 1,49

условной меди, (Х2)

Применяемая система разработки Горизонтальные слои с закладкой

Извлечение при добыче % 95 95 80 80

Разубоживание % 5 5

Извлекаемые запасы млн. т 20 20

Содержание меди в из- % 0,97 0,97

влекаемых запасах

Эксплуатационные расходы при добыче долл./т 25,4 25.4 25,4 7.7 7,7

Снижение стоимости долл./т

закладочных работ

Капвложения в рудник млн. долл. 68,2 68,2

Капвложения в крупно млн. +0,8

порционную сортиров- долл

ку

Капвложения в участок млн. +2,0 +2,0

КВ долл

Эксплуатационные расходы по КПС долл./т +0,1

Извлечение при обога- % 93 93 95 95

щении

Извлечение при метал- % 96 96 97 97

лургическом переделе

Общее извлечение, (Х3) % 85 85 74 74

Расходы на обогащение долл./т 16,4 16,4 16,4 3,5 3,5

Капвложения в покус- млн. +1,5

ковую сепарацию долл

Окончание табл. 1

Показатели Ел.. изм. Базовая Схема прелконцентра-ции Металл кучного вышелачи-вания

КПС ПС КПС ПС

Эксплуатационные расходы по ПС долл./т +0,6

Снижение стоимости обогащения долл./т 1,6-5,8

Расходы на металлургический передел долл./т 8,5 8,5 8,5 10,0 10,0

Общие эксплуатационные расходы, (Х4) долл./т 50,3 48,844,6 47,641,1 21,2 21,2

Капвложения в ОФ млн. долл. 24,1 24,1 24,1

Капвложения в металлургический завод млн. долл. 16,2 16,2 16,2

Общие капвложения в проект млн. долл. 108,5 109,3 110,8 111,3 112,0

Цена меди, средняя за 5 лет долл./т 7154 7154 7154

Цена цинка, средняя за 5 лет долл./т 1966 1966 1966

Цена условной меди (Х5) долл./т 10660 10660 10660

Случайная переменная, описывающая общую прибыль на начало проекта до выплаты налогов имеет вид: F = Х1 Х2( Х3 Х5 - Х4). Уравнение общей прибыли (П) и функцию её отклонения УаГ(П) получаем разложением в ряды Тейлора. Отклонения всех учитываемых переменных от средней величины приняты равными 10%. Стандартное отклонение прибыли равно корню квадратному из величины колебания. В последующих шагах методики дважды учитывается величина капвложений на осуществление каждого варианта. Результаты представлены на рис. 1

Кривая гт предопределяет границу безубыточности проектов при разной норме дисконта. Кривые г,- отражают возможность успеха рассматриваемых вариантов и представляет показатель окупаемости инвестиций.

Кривая гб отражает функционирование базового варианта рудника (без рудоподготовки) в рассматриваемых условиях. Она далеко отстоит от границы безубыточности, что свидетельствует о высокой эффективности, обусловленной ценой металлов (Си+2п) в добываемом сырье.

Крупнопорционная сортировка осуществляется в вагонетках электровозного состава на горизонтах откатки. Масса порции около 150 т. Разбраковка при сортировке ведётся по граничному содержанию в забалансовой руде. Рядовые руды делятся на три класса: рядовые, богатые и забалансовые. Выход забалансовых руд при КПС достигает 28-35 %. [3,4]. Генераторы нейтронов с комплексом регистрирующей аппаратуры определяют содержание меди с пороговым значением 0,1 %. Очень высокая производительность КПС делают процесс сортировки весьма дешёвым - 2-3 руб./т руды [1], что в пересчёте, с учётом инфляции, составляет 0,1 долл./т исходной руды. Капитальные затраты на оборудование погоризонтных станций КПС составляют 0,8 млн долл.

Последовательно просчитаны варианты с выходом хвостов 10; 20; 25; 30; и 35%. Удаление забалансовой руды и породы в такой же пропорции сокращает затраты на первичную переработку предварительно обогащённого продукта - руды. В названых пределах затраты на обогащение сокращаются от 1,6 до 5,8 долл./т. Соответственно возрастает величина результирующего показателя г и последовательно приближается к показателю базового варианта. Однако, в лучшем варианте, при 35% выделении в операции КПС хвостов, кривая г3 шс располагается ниже гб во всём рассматриваемом диапазоне, что свидетельствует о меньшей эффективности.

Выделенные КПС забалансовые руды после извлечения полезного компонента представляют собой пустые породы, которые могут быть использованы в качестве инертного заполнителя в закладке. В себестоимости добычи руды слоевой системой разработки на закладку приходится 35-40% расходов [5]. Удельный расход цемента на 1 м3 закладки колеблется в широких пределах от 4,7-16,6% и имеет выраженную тенденцию к снижению. Затраты на цемент в составе закладочных работ составляют 40-70% [6, с.141], в среднем 50%. На породу в составе 1м3 закладочной смеси приходится 1450-1550 кг, или 73% по весу, а по стоимости - 40%. Удельный вес «породной» части составляет 14-17% в себестоимости добычи. Отсортированный КПС бедный продукт, после извлечения металлов КВ, — порода используется в закладке. Доля по вариантам меняется в тех же пределах от 10 до 35% исходной руды. Её практически бесплатное использование в закладочных работах снизит стоимость добычи руды на 1,7-5,9%, что в пересчете на 1 т исходной руды составляет от 0,64 до 2,25 долл. Снижение стоимости добычи положительно сказывается на величине гкпс, ещё больше приближая его к базовым. Но кривые по ва-

риантам совпадают с г35кпс (прирост во втором знаке после запятой) и всё же располагаются ниже базовой гб.

Ранее выполненные работы по обобщению опыта разработки месторождений руд цветных металлов показали, что объём попутно добываемой породы от проведения вскрывающих, подготовительных и нарезных выработок колеблется от 5-7% годовой добычи руды для мощных месторождений и до 15-17% для маломощных и жильных. Если учесть, что порода составляет 40% в стоимости закладки, закладка 35-40% в себестоимости добычи руды, а породы от проходки всего 5-7%, то это 0,7-1,19% в себестоимости добычи или 0,18- 0,3 долл./ т исходной руды. Последние цифры не вносят ощутимых изменений в расчёты.

В урановой промышленности хвосты после повагонной разбраковки на рудничной рудоконтролирующей станции и сепараторного разделения на радиометрической обогатительной фабрике направляются на кучное выщелачивание. Полученные продуктивные растворы с доизвлечённым металлом подаются на гидрометаллургический завод, увеличивая общее извлечение.

Руды не всех металлов подвергаются кучному выщелачиванию. По сульфидным медным рудам известен положительный опыт: Бурибаевское и Учалинское месторождения - кучное выщелачивание окомкованных хвостов обогащения и отходов добычи руд [7-9]; Дегтярское, Блявинское, Гумешевское месторождения -подземное выщелачивание и др.

Рассмотрим влияние металла от кучного выщелачивания на показатель эффективности по тем же выделенным вариантам выхода хвостов КПС. Кучное выщелачивание используется с такими параметрами: расходы на перевод бедного продукта в раствор 7.7 долл./т при извлечении 80%, расходы на цементацию 3,5 долл./т при извлечении 95%, расходы на металлургический передел 10 долл./т при извлечении 97%. Капвложения в участок КВ равны 2 млн. долл. Общие капвложения в проект увеличиваются до 108,5+0,8+2,0=111,3 млн. долл. Кучным выщелачиванием из 10-35% выделяемых хвостов извлекается от 2.960 до 10.360 т усл. меди, что увеличивает получаемую прибыль от 62,9 106 до 220.28 106 долл. по вариантам (от3,3 до 11,6 долл./т исходной руды), и вносит значительные изменения в величину результирующего показателя г. Кривая гМекпс располагается ощутимо выше гб, что демонстрирует преимущество комплексного варианта, где сортировка дополнена кучным выщелачиванием.

Покусковая сепарация проводится, как правило, на обогатительной фабрике. Порог сепарации отстраивается по содержанию металла в хвостах обогатительной фабрики. Содержание в выделенном бедном продукте нередко ниже, чем в хвостах флотации. Затраты на ПС невелики - 15-25 руб./т исходной руды [1], что в пересчёте, с учётом инфляции, составляет 0,75-1,23 долл./т. При простом вещественном составе руд в хвосты выводится до 60%, при сложном вещественном составе руд в хвосты попадает до 20% исходной руды [10-12]. Поскольку на ПС направляет-

Рис.

технологии

ся часть руды, то расходы Рис. 1 Сравнение

приняты в 0,6 долл./т в по- "реДв*рителЬного °б°гащенШ1: I -

норма дисконта; гт - граница безубы-следовательно пр°считан- точности; г - показатель окупаемости ных вариантах с выходом инвестиций по вариантам: гв - базовый; хвостов от 20 до 60%. Для г35кпс, гМекпс - при КПС; г60пс, гМепс - при всего объёма руды, посту- ПС; г51к, гМек - при комбинированной пающей на ПС, требуется 8 схеме (КПС+ПС) сепараторов типа СЦМ-1.

Общие капитальные затраты на ПС составят 1,5 млн долл. Как и при КПС, удаление хвостов на самой ранней стадии переработки сырья пропорционально снижает стоимость обогащения. В рассматриваемых условиях при 20% выходе хвостов стоимость обогащения снижается на 3,3, при 60% — на 9,8 долл./т исходной руды.

В расчётах, выполненных с учётом капитальных затрат при изменчивости исходных данных (рис. 1), видно, что результирующий показатель лучшего варианта ПС с 60% выходом хвостов г60пс располагается ниже базового гб, что свидетельствует о его более низкой эффективности. Как и в вариантах с применением КПС,

использование выделенных ПС хвостов после выщелачивания в закладке снижает от 1,35 до 3,9 долл./т эксплуатационные расходы по добыче руды. Это несколько улучшает результирующие показатели (как и при вариантах с КПС) и приближает их к показателям базового варианта гб (на рис. 1 совпадает с г60пс). Использование породы от проходки выработок в связи с её малым количеством снижает расходы на добычу примерно на 1% и практически не отражается на величине результирующего показателя

Влияние КВ на эффективность вариантов ПС определено при тех же его (КВ) параметрах, что и при КПС. Однако общие капвложения в проект составят: 108,5+1,5+2,0=112,0 млн долл. Получаемая прибыль в лучшем варианте (60% выход хвостов) возрастает на 188,81х106 долл. или на 18,9 долл./т, что существенно влияет на величину г. Кривая гМепс располагается выше гб, демонстрируя превосходство комплексного варианта (ПС совместно с КВ).

Комбинированная схема объединяет сортировку и сепарацию. На 25-35% выхода хвостов при сортировке накладывается 30-40% при сепарации, что в благоприятных условиях может составить 50-55%. Как лучший рассматривается вариант с общим выходом хвостов радиометрического предобогащения в 51%. Его эксплуатационные расходы, с учётом повышения на двух предварительных операциях и снижения на самом процессе флотационного обогащения, снизятся до 42,6 долл./т. Общие капвложения, с учётом затрат на сортировку и сепарацию, возрастают до 112,8 млн. долл. На рис. 1 лучший вариант комбинированной схемы представлен кривой г51к, уступающей базовой гб.

Подача выделенного бедного продукта, после извлечения металлов, в закладку снижает в данном случае стоимость добычи на 3,3 долл./т. Это положительно сказывается на величине результирующего показателя г51к, приближая его (незначительно) к базовому гб.

Влияние породы от проходки выработок при подаче её в закладку, как и в двух предыдущих случаях, уловимо в расчётах, но практически не сказывается на положении кривой г51к.

Кучное выщелачивание металлов (с теми же параметрами, что и в двух предыдущих случаях) из объединённого бедного продукта даёт прирост прибыли в 251,76х106 долл. Несмотря на возросшие до 112,8 млн долл. общие капвложения, дополнительно получаемая прибыль перемещает результирующую кривую комбинированной схемы в положение гМек, располагающуюся выше базовой гб. Дополнительно получаемый металл от КВ не только компенсирует затраты в 2 млн долл. на строительство участка КВ, но

позволяет превысить показатели базового варианта во всём диапазоне дисконтирования.

В трёх рассмотренных сценариях дополнительные капвложения и эксплуатационные расходы на предварительное радиометрическое обогащение не позволяют интегральному результирующему показателю превысить аналогичные базового варианта, что обуславливает их меньшую эффективность. Использование бедных продуктов предобогащения в закладке, а также породы от проходки выработок в закладке улучшает результирующие показатели во всех сценариях, но они остаются ниже базовых.

Общие потери металла при предобогащении достигают 6% [2, 12]. Для их снижения и возвращения основного потерянного металла в дальнейшую переработку, также, как и в урановой промышленности, целесообразно кучное выщелачивание. Кучным выщелачиванием хвостов предобогащения извлекают металл из потерянных рудных разностей, забалансовых руд, оруденелых вмещающих пород. Получаемая в результате дополнительная прибыль резко повышает показатели и позволяет не только компенсировать дополнительные затраты на сооружение участка выщелачивания, но и обеспечивает преимущество всех сценариев по сравнению с базовым вариантом.

Поэтому в проекте рудника, с предварительным обогащением (крупнопорционная сортировка и покусковая сепарация) добываемой руды, необходимо предусматривать участок кучного выщелачивания, позволяющий обеспечить полный цикл комплексного освоения и тем самым лучшие показатели эксплуатации недр.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Татарников А.П., Леонова Н.И., Балакина И.Г. и др. Радиометрическая сепарация руд цветных и редких металлов. В сб. «Прогрессивные технологии комплексной переработки минерального сырья» /Под ред. В.А. Чантурия/ М.: Изд-во «Руда и Металлы», 2008, с. 62-69.

2. Лагов B.C., Лагов П.В. Радиометрическая сортировка и сепарация твёрдых полезных ископаемых. М.: Изд-во МИСИС, 2007. 155 с.

3. Поеик Л.И., Кошелев И.В. Радиометрическая крупнопорционная сортировка руд при их добыче и транспортировке. Цветные металлы, 1979, № 2, с.70-73.

4. Абдулкин В.П., Викторов А.И., Матухно М.В. и др. Крупнопорционная сортировка оловянных руд. Цветные металлы, 1984, № 10, с.93-95.

5. Мохова А.И., Скачков М.С., Жабко Н.Е. Опыт ведения закладочных работ на рудниках ГМК «Норильский никель». Справочное пособие. Норильск: Норильский индустриальный институт, 2002.

6. Монтянова А.Н. Формирование закладочных массивов при разработке алмазных месторождений в криолитозоне. М.: Изд-во «Горная книга», 2005, 597 с.

7. Красавин В.П., Радченко Д.Н., Милкин Д.А. и др. Исследование технологии выщелачивания отходов добычи руд. Недропользование -ХХ1-век, 2009, № 3, С.38-41.

8. Рыльникова М.В., Радченко Д.Н., Милкин Д.А., Звягинцев А. Г. Исследование процессов выщелачивания ценных компонентов из текущих хвостов обогащения медно-колчеданных руд. ГИАБ, 2010, № 2, С. 256268.

9. Рыльникова М.В., Радченко Д.Н., Милкин Д.А. и др. Обоснование параметров выщелачивания сырья техногенных образований, сопутствующих разработке медно-колчеданных месторождений. ГИАБ, 2010, № 3, С.310-350.

10. Лилеев В.А., Зверев В.В., Гулин В.В. и др. Предварительная ру-доподготовка медно-никелевых руд методом радиоактивной сепарации. В кн. «Комбинированные методы переработки медно-никелевых руд». - М.: Наука, 1979, с..38-42.

11. Архипов О.В., Гусев С.С. Радиометрическая сепарация радиоактивных тантало-ниобиевых руд. Цветные металлы, 1982, № 1, с.88-89.

12. Кожиев X. X., Ломоносов Г.Г. Рудничные системы управления качеством минерального сырья. М.: Изд-во МГГУ, 2008, 292 с. и'.'-^

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Юков Владимир Александрович - кандидат технических наук, старший научный сотрудник, ИПКОН РАН, rylnikova@mail.ru.

UDC 622.2.002

THE EFFECTIVENESS OF COPPER ORES PRELIMINARY RADIOMETRIC SEPARATION

Yukov Vladimir Alexandrovich, senior researcher, Ph.D., Senior Research Fellow IPKON RAS, rylnikova@mail.ru.

Influence on mine parameters of large portion separation, by piece separation separately and together in a combined scheme, as well as the subsequent heap leaching received poor separation waste products is discussed sequentially.

Key words: ore, preliminary separation, large portion separation, by piece separation, combined scheme, integral resulting indicator.

REFERENCES

1. Tatarnikov A.P., Asonova N.I., Balakina I.G. i dr. Radiometricheskaja separacija rud cvetnyh i redkih metallov (Radiometric separation of non-ferrous and rare metals). V sb. «Progressivnye tehnologii kompleksnoj pererabotki mineral'nogo syr'ja» /Pod red. V.A. Chanturija/ Moscow: Izd-vo «Ruda i Metally», 2008, pp. 62-69.

2. Lagov V.S., Lagov P.V. Radiometricheskaja sortirovka i separacija tvjordyh poleznyh iskopaemyh (Radiometric sorting and separation of solid minerals). Moscow: Izd-vo MISIS, 2007. 155 p.

3. Posik L.I., Koshelev I.V. Radiometricheskaja krupnoporcionnaja sortirovka rud pri ih dobyche i transportirovke (Radiometric ore sorting krupnoportsionnaya in their production and transportation). Cvetnye metally, 1979, No 2, pp.70-73.

4. Abdulkin V.P., Viktorov A.I., Matuhno M.V. i dr. Krupnoporcionnaja sortirovka olovjannyh rud. Cvetnye metally (Krupnoportsionnaya sorting of tin ores. Non-Ferrous Metals), 1984, No 10, pp.93-95.

5. Mohova A.I., Skachkov M.S., Zhabko N.E. Opyt vedenija zakladochnyh rabot na rudnikah GMK «Noril'skij nikel'» (Experience of filling operations at the mines of MMC «Norilsk Nickel»). Spravochnoe posobie. Noril'sk: Noril'skij industrial'nyj institut, 2002.

6. Montjanova A.N. Formirovanie zakladochnyh massivov pri razrabotke almaznyh mestorozhdenij v kriolitozone (Formation of filling mass in the development of diamond deposits in permafrost). Moscow: Izd-vo «Gornaja kniga», 2005, 597 p.

7. Krasavin V.P., Radchenko D.N., Milkin D.A. i dr. Issledovanie tehnologii vyshhela-chivanija othodov dobychi rud. Nedropol'zovanie - HH1-vek (Study on the technology of waste leaching ore mining. Subsoil — HH1-century), 2009, No 3, pp.38-41.

8. Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N., Milkin D.A., Zvjagincev A.G. Issledovanie proc-essov vyshhelachivanija cennyh komponentov iz tekushhih hvostov obogashhenija medno-kolchedannyh rud (Investigation of the processes of leaching of valuable components of the current tailings of copper-pyrite ores). GIAB, 2010, No 2, pp.256-268.

9. Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N., Milkin D.A. i dr. Obosnovanie parametrov vyshhelachivanija syr'ja tehnogennyh obrazovanij, soputstvujushhih razrabotke medno-kolchedannyh mestorozhdenij (Rationale parameters leaching raw man-made structures, accompanying the development of copper-pyrite deposits). GIAB, 2010, No 3, pp.310-350.

10. Lileev V.A., Zverev V.V., Gulin V.V. i dr. Predvaritel'naja rudopodgotovka medno-nikelevyh rud metodom radioaktivnoj separacii (Preliminary ore preparation of copper-nickel ores by radioactive separation). V kn. «Kombinirovannye metody pererabotki medno-nikelevyh rud». Moscow: Nauka, 1979, pp.38-42.

11. Arhipov O.V., Gusev S.S. Radiometricheskaja separacija radioaktivnyh tantalo-niobievyh rud. Cvetnye metally (Radiometric separation of radioactive tantalum-niobium ores. Non-Ferrous Metals), 1982, No 1, pp.88-89.

12. Kozhiev H. H., Lomonosov G.G. Rudnichnye sistemy upravlenija kachestvom mineral'nogo syr'ja (Miner quality management system of mineral raw materials). Moscow: Izd-vo MGGU, 2008, 292 p.

© B.C. Лавенков, 2015

УДК 622.273.2 B.C. Лавенков

ОБОСНОВАНИЕ ПЛОЩАДИ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНО-НАРЕЗНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ ПРИМЕНЕНИИ ПОДЗЕМНЫХ ПЕРЕДВИЖНЫХ ЗАКЛАДОЧНЫХ КОМПЛЕКСОВ *

Представлена методика обоснования площади поперечного сечения выработок, учитывающая влияние подземных передвижных закладочных комплексов. Дано сравнение предложенной методики с методиками, описанными в работах академика АН СССР Ё.Д. Шевякова и Ю.Г. Скорня-кова. Доказано, что при обосновании площади поперечного сечения выработок при применении подземного закладочного комплекса необходимо учитывать влияние его обеспеченности породным заполнителем. Ключевые слова: подготовительно-нарезные работы, параметры, передвижной закладочный комплекс, закладка выработанного пространства, твердеющая закладочная смесь, отходы добычи руд, утилизация отходов.

Применение новой технологии приготовления закладочной смеси на подземных передвижных закладочных комплексах обуславливает необходимость переоценки параметров подготовительно-нарезных работ, в первую очередь площади поперечного сечения выработок. Это связано с тем, что эффективность применения подземных закладочных комплексов определяется обеспеченностью их породным заполнителем, которая зависит от объемов породы, образующейся в ходе проходки подготовительно-нарезных выработок и, соответсвенно, от площади их поперечного сечения. От этого параметра зависят также затраты на проходку, подержание и проветривание, которые занимают существенную долю в структуре горных работ. В связи с этим обоснование площади поперечного сечения подготовительно-нарезных выработок при применении подземных передвижных закладочных комплексов является актуальной задачей.

В данной работе в качестве основы были взяты две методики обоснования площади поперечного сечения выработок: методика академика АН СССР Ё.Д. Шевякова и способ, базирующийся на

Работа выполнена при финансовой поддержке гранта РФФИ №15-05-07771.

обосновании площади поперечного сечения выработок с учетом условий применения самоходного оборудования, описанный в работах Ю.Г. Скорнякова [1-3].

В работах академика АН СССР Ё.Д. Шевякова были представлены графический и аналитический способ определения оптимального сечения горной выработки в зависимости от затрат на ее проходку, поддержание и проветривание [4]. В основу методики был заложен критерии минимизации затрат по данным статьям. Данная методика предполагает поиск экстремального значения функции полной стоимости затрат на проходку, поддержание и проветривание 1 пог. м горной выработки:

F (5) = к0 5 + к1 5 + -5^, (1)

где 5 - площадь поперечного сечения выработки; к0 - себестоимость проходки 1 пог. м выработки в зависимости от площади ее

поперечного сечения, —3 Руб-; кI - себестоимость поддержа-

м ■ пог. м

ния 1 пог. м выработки в зависимости от площади ее поперечного сечения, —3 ^^-; к2 - себестоимость энергии на проветри-

м3 ■ пог. м

вание горной выработки в зависимости от площади ее поперечно-руб

го сечения, —з-.

м3 ■ пог. м

Графическое отображение общего вида зависимости затрат представлено на рис. 1.

Внедрение в производственную схему рудников комплексов самоходного оборудования потребовало принципиально новый подход в вопросах обоснования параметров подготовительно-нарезных выработок. Исследованием [3] было показано, что площадь поперечного сечения должна определялась с учетом типа применяемого оборудования и его габаритов, размеров необходимых зазоров между стенками выработки и самоходным оборудованием, а также с учетом ограничений по проветриванию выработанного пространства и предельного пролета обнажения.

Таким образом анализ методик, позволил заключить, что на выбор оптимальной площади поперечного сечения выработки оказывает влияние ряд факторов: габариты оборудования, размещаемого в этой выработке; удельные затраты на ее проходку и поддержания, проветривание. Стоит отметить, что затраты на

проведение выработки складываются из затрат на все необходимые технологические процессы, в том числе и на транспортирование отбитой породы на поверхность.

Применение подземных передвижных закладочных комплексов вносит дополнительные условия в решение задачи обоснования площади поперченного сечения выработок. Это связано со спецификой эксплуатации комплекса, которая включает возможность утилизации пород от проходки полевых подготовительно-нарезных выработок в составе твердеющих закладочных смесей без выдачи их на поверхность. Возможность утилизации пород от проходки подготовительно-нарезных выработок в случае применения подземных передвижных закладочных комплексов позволяет исключить затраты на транспортирование пород от проходки на поверхность, тем не менее необходимость доставки недостающих объемов породного заполнителя и вяжущего к месту размещения комплекса напротив приводит к появлению дополнительных материальных расходов. Причем чем большее значение будет иметь удельный объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т

ние и проветривание» [4]

запасов, тем меньше будут статьи затрат на перемещение заполнителя. Тем не менее, изменение параметров подготовительно-нарезных работ, в частности, приводящих к увеличению объема подготовительно-нарезных работ на 1000 т извлекаемых запасов, и тем самым к увеличению значения коэффициента обеспеченности комплекса породным заполнителем [5], приводит к возрастанию затрат на проведение самих подготовительно-нарезных работ. Варьируя значением площади поперечного сечения выработок можно добиться минимизации суммарных затрат. Стоит отметить, что в выработках большей площади сечения возможно размещение крупногабаритного и тем самым более производительного оборудования, что также положительно скажется на эффективности ведения горных работ.

В данной работе для обоснования площади поперечного сечения подготовительно-нарезных выработок с учетом влияния на этот параметр присутствия подземного передвижного закладочного комплекса решалась оптимизационная задача определения площадей поперечного сечения групп подготовительно-нарезных выработок блока. Под группой подготовительно-нарезных выработок подразумевается некоторая группа выработок по тем или иным причинам, имеющая одинаковую площадь поперечного сечения. К такой группе относятся буровое орты-заходки и штреки, которые имеют одинаковую площадь поперечного сечения ввиду применения в них единого комплекса бурового и погрузо-доставочного оборудования. Математическая формулировка задачи объединяет модель, предложенную академиком Л.Д. Шевяковым, ограничения по условиям вписания в поперечное сечение выработки габаритов эксплуатируемого в ней оборудования и учитывает затраты на подготовку и транспортировку либо с поверхности, либо из подземных выработок необходимого объема заполнителя.

Отсюда целевая функция, выраженная суммарными затратами на проходку, поддержание, проветривание горных выработок блока и на транспортирование породного заполнителя и компонентов закладочной смеси имеет следующий вид:

если

онп-X 1& ь 0

15=1

^ А21 . А4 ' 5 ^

к,' 5 + Ац' 5 + ^ +

' I

1=1

( n Л k m + \QHn - S i • 5 I • -3 + S QK • k5. ^ min, (3)

V ¿=1 ) Y j=i

Qhh -S1S <0

(

если

- i ii i _

i=i

SS 5=S

i=1 i=1

K: • S + k: • S

k2i ka • s

0i ^i "1/ ^i C2,5

v

s2,5 y

( n Л k m

+ ( S i • St - QHn I • ^ + S Qk • k5j ^ min, (4)

V i=i ) Y j=i

при Se[sa;SM]

где Sa - площадь поперечного сечения выработки, рассчитанная, исходя из параметров принятого в первоначальном проекте оборудования, м2; Sm - площадь поперечного сечения выработки, определяемая исходя их условий устойчивости выработки, м2; / -индекс группы выработок в блоке с одинаковой площадью поперечного сечения; j - индекс компонентов закладочной смеси, исключая породный заполнитель, далее прочие компоненты, которые необходимо транспортировать до модуля перемешивания. Прочие компоненты это — цемент, вода, пластификаторы, ускорители твердения и т.п.; k3 - затраты на транспортирование 1 т породного заполнителя с поверхности до модуля первой стадии дезинтеграции породного заполнителя, руб /т; у - плотность породного заполнителя, т/м3; k4 - затраты на транспортирование 1 м3 породного заполнителя от мест ведения подготовительно-нарезных работ до модуля первой стадии дезинтеграции породного заполнителя, руб/м3; 1 - суммарная длина группы однотипных выработок блока, м; S - площадь поперечного сечения группы однотипных выработок, м2; Qnn - суммарный объем породного заполнителя, необходимый для закладки камер блока, м3; QK - суммарный объем компонентов закладочной смеси, исключая породный заполнитель, необходимый для закладки камер h ■

блока, м3; k5 - затраты на транспортирование 1 м3 компонентов

закладочной смеси с поверхности до модуля перемешивания, руб/м3; к6 - затраты на транспортирование 1 т породного заполнителя от мест ведения подготовительно-нарезных работ до поверхности, руб/т.

Формула (3) предполагает, что объем имеющихся пород от проходки выработок недостаточен для производства необходимого количества закладочной смеси и учитывает удельные затраты на транспортирование недостающего объема породного заполнителя с поверхности (к3), формула (4) - напротив, предполагает, что объем пород избыточен и учитывает удельные затраты на их транспортирование на поверхность (к6).

Для тестирования математической модели были приняты параметры условного месторождения, которые представлены в табл. 1. Расчет производился на языке программирования «Я» для статистической обработки данных.

Таблица 1

Данные, используемые при испытании математической модели

Наименование Обозна- Единица Значение

чение измерения

Индекс группы выработок в 1 безраз- 1 2 3 4

блоке с одинаковой площа- мерная

дью поперечного сечения

Площадь поперечного сече- м2 9 9 4 5

ния выработки, рассчитан-

ная исходя из параметров

принятого в первоначальном проекте оборудования

Площадь поперечного сече- Б» м2 26 24 10 10

ния выработки, определяе-

мая исходя их условий ус-

тойчивости выработки

Себестоимость проходки 1 ко руб/м3 140 135 150 139

пог. м выработки в зависи-

мости от площади ее попе-

речного сечения

Себестоимость поддержания к1 руб/м3 114 120 121 112

1 пог. м выработки в зави-

симости от площади ее по-

перечного сечения

Себестоимость энергии на к2 руб/м3 320000 310000 315000 318000

проветривание 1 пог. м гор-

ной выработки в зависимо-

сти от площади ее попереч-

ного сечения

Окончание табл. 1

Наименование Обозначение Единица измерения Значение

Затраты на транспортирование 1 т породного заполнителя с поверхности до модуля первой стадии дезинтеграции породного заполнителя кэ руб/т 220

Затраты на транспортирование 1 м3 породного заполнителя от мест ведения подготовительно-нарезных работ до модуля первой стадии дезинтеграции породного заполнителя к4 руб/м3 120

Затраты на транспортирование 1 м3 цемента с поверхности до модуля перемешивания квс руб/м3 120

Затраты на транспортирование 1 м3 воды с поверхности до модуля перемешивания к5ш руб/м3 15

Затраты на транспортирование 1 т породного заполнителя от мест ведения подготовительно-нарезных работ до поверхности кб руб/т 100

Плотность породного заполнителя У т/м3 3,2

Суммарная длина группы однотипных выработок блока I м2 120 40 100 30

Суммарный объем породного заполнителя, необходимый для закладки камер блока Онп м3 60000

Объем цемента для производства необходимого объема закладочной смеси Ос м3 7200

Объем воды для производства необходимого объема закладочной смеси О^ м3 30000

Таблица 2

Результаты расчета оптимальной площади поперечного сечения групп

Характеристика Площади поперечного сечения выработок по группам, м2

1 2 3 4

Площадь поперечного сечения выработки, определяемая исходя их условий устойчивости выработки 26 24 10 10

Оптимальные площади, рассчитанные согласно:

Академ. Л.Д. Шевякову 9,99 9,89 9,76 10,00

Ю.Г. Скорнякову, с учётом габаритов применяемого оборудования 9 9 4 5

Данной работе 13 12 10 10

Результаты расчета по описанной в данной работе методике в сравнении с результатами оценки по методикам академика Л.Д. Шевякова, Ю.Г. Скорнякова приведены в табл. 2.

Значение суммы экономии при применении данной методики по обоснованию площади поперечного сечения выработок по сравнению с методиками академика Л.Д. Шевякова и Ю.Г. Скорнякова, соответсвенно, составило 25795 и 1101768 руб на блок. Таким образом, полученные результаты свидетельствуют о том, что при обосновании площади поперечного сечения выработок при применении подземного закладочного комплекса необходимо учитывать влияние его обеспеченности породным заполнителем.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Скорняков Ю.Г. Подземная добыча руд комплексами самоходных машин. — М.: Недра, 1986. 204 с.

2. Скорняков Ю.Г. Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд. — М.: Недра, 1978. 232 с.

3. Скорняков Ю.Г., Диккерт А.Г., Епифанов В.П. Параметры горных выработок при эксплуатации самоходного оборудования // Горный журнал. 1972. № 10.

4. Шевяков Л.Д. Основы теории проектирования угольных шахт. Угле-техизд. — М.: Ленинград: Углетехиздать, 1950. 323 с.

5. Каплунов Д.Р., Рыльникова М.В., Корнеев Ю.В. Условия эффективного применения передвижных закладочных комплексов при отработке рудных месторождений // Горный журнал. — М., 2013. № 2. и'.мз

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ

Лавенков Владимир Станиславович - младший научный сотрудник отдела «Теории проектирования освоения недр», Институт проблем комплексного освоения недр Российской академии наук (ИПКОН РАН), 1ауепкоу_ув@ ipkonran.ru.

UDC 622.273.2

DEVELOPMENT OPENINGS CROSS-SECTIONAL AREA JUSTIFICATION WITH USING OF MOBILE UNDERGROUND BACKFILL EQUIPMENT

Lavenkov Vladimir Stanislavovich, junior researcher of department of the design theory of mining exploitation, Researching institute of comprehensive exploitation of mineral resources Russian Academy of Science (IPKON RAS), lavenkov_vs@ipkonran.ru.

The method of cross-sectional area of development openings justification, taking into account the influence of underground mobile backfill equipment is submitted. A comparison of the proposed method with the methods described in the works of LD Shevyakov and YG Skornyakov are given. It is proved that in the cross sectional area of development openings justification with the application of underground backfill equipment must take into account the influence of value of waste rocks which can be utilized to produce backfill.

Key words: Development and face-entry drivages, parameters, mobile backfill equipment, backfill, cement backfill, waste of mining, waste recycle.

REFERENCES

1. Skornjakov Ju.G. Podzemnaja dobycha rud kompleksami samohodnyh mashin (Underground mining of ore complexes self-propelled machines). Moscow: Nedra, 1986. 204 p.

2. Skornjakov Ju.G. Sistemy razrabotki i kompleksy samohodnyh mashin pri podzemnoj dobyche rud (Development systems and complexes of self-propelled machines for underground mining ores). Moscow: Nedra, 1978. 232 p.

3. Skornjakov Ju.G., Dikkert A.G., Epifanov V.P. Parametry gornyh vyrabotok pri jekspluatacii samohodnogo oborudovanija (The parameters of mine workings in the operation of self-propelled equipment) // Gornyj zhurnal. 1972. No 10.

4. Shevjakov L.D. Osnovy teorii proektirovanija ugol'nyh shaht (Fundamentals of design theory of coal mines). Ugletehizd. Moscow: Leningrad: Ugletehizdat', 1950. 323 p.

5. Kaplunov D.R., Ryl'nikova M.V., Korneev Ju.V. Uslovija jeffektivnogo primenenija peredvizhnyh zakladochnyh kompleksov pri otrabotke rudnyh mestorozhdenij (Conditions of effective application of mobile stowing complexes in mining ore deposits) // Gornyj zhurnal. Moscow, 2013. No 2.

- © В.А. Еременко, M.B. Рыльникова,

E.H. Есина, 2015

УДК 622.831; 622.2; 622.235

В.А. Еременко, М.В. Рыльникова, Е.Н. Есина

МОНИТОРИНГ НАПРЯЖЕННО-ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ СТРУКТУРНО НАРУШЕННОГО И УДАРООПАСНОГО МАССИВА ГОРНЫХ ПОРОД *

Для оценки напряженного и деформированного состояния массива горных пород Абаканского железорудного месторождения на гор. - 200 м (Н=785 м) установлена гипсово-скважинная станция контроля структурно нарушенного и удароопасного массива горных пород, которая позволяет определить время начала развития деформационных процессов, период разрушения выработки, провести измерения смешений контура выработки, установить местоположения зон повреждения пород (ЗПП) массива в скважинах и исследовать параметры трешиноватости, классифицировать качество породных массивов и определять их основные параметры - индексы RQD, J„, Jr, Ja, Jw, SRF.

Ключевые слова: способ оценки напряженно-деформированного состояния массива горных пород, конвергенция, зоны повреждения пород (ЗПП), картирование, выработка, очистное пространство.

С увеличением глубины разработки Абаканского железорудного месторождения большое влияние на состояние массива горных пород оказывают зоны высоких концентраций напряжений, пересекающие соседние с очистным пространством блоки, которые находятся в стадии подготовки (рис. 1). Эти зоны формируются в районе подсечного пространства, бурового горизонта, днища блоков и компенсационных камер, где горизонтальные напряжения превышают вертикальные в оне влияния очистной выемки в 3-5 раз [1].

Традиционно применяемая при разработке данного месторождения система этажного принудительного обрушения с массовой отбойкой руды в последние десятилетия при переходе на большие глубины стала неэффективна [2, 3]. Происходит вынужденное

Работа выполнена в рамках государственного контракта Российского научного фонда - грант № 14-37-00050.

Рис. 1. Модель Абаканского месторождения

устойчивое снижение производственной мощности рудника. Вызван данный процесс рядом проблем, возникших при ведении горных работ на больших глубинах в удароопасных условиях и связанных с возрастанием горного давления в гравитационно-тектоническом исходном поле напряжений. Во время подготовки блоков массив упруго нагружается, деформируется и смещается, происходит разрушение элементов горных конструкций, которые по технологии горнаых работ должны сохранять свою устойчивость вплоть до момента массового обрушения блока. При подготовке блоков и во время массовых взрывов происходит разрушение выработок, нарушается режим технологических процессов. На устранение последствий динамических явлений затрачивается большое количество времени и средств.

Современные тенденции развития систем и технологий подземной разработки мощных рудных месторождений выражаются в широком внедрении комплексной механизации процессов добычи, устранении трудоемких ручных работ, переходе на массовую одностадийную выемку руды [4]. Применяемая на руднике система разработки не в полной мере отвечает этим прогрессивным тенденциям. Значительное количество трудно-механизируемых операций при очень сложной схеме и достаточно большом объеме подготовительных и нарезных выработок затрудняют возможность комплексной механизации процессов добычи. Значительное число в основном коротких, неодинакового сечения рассредоточенных по блоку выработок приводят к необходимости использования переносного оборудова-

ния, к затратам большого количества ручного труда, преимущественно связанного с процессами переноски оборудования. Существующие схемы выпуска. в основном через воронки и дучки, не обеспечивают непрерывности процесса и требуемых показателей извлечения руды и связаны с повышенной опасностью работ и значительными затратами на ремонт и поддержание выработок и устройств выпуска.

По мере увеличения глубины разработки все труднее обеспечивать сохранность ослабленного воронками и дучками днища выемочных блоков, под действием сил горного давления происходит их разрушение. Днище и сопряжения выпускных выработок нарушаются также в процессе выпуска и вторичного дробления.

Указанные недостатки применяемых систем разработки могут быть устранены только путем отказа от использования существующей схемы выпуска руды через воронки, дучки и траншеи по всей площади блока (площадная схема выпуска) и применения новой конструкции днища, в частности, торцевой схемы выпуска.

В последние годы довольно широкое распространение на рудниках Российской Федерации получила система разработки с подэтажным обрушением, торцевым выпуском с применением самоходного оборудования, зарекомендовавшая себя как одна из самых высокопроизводительных систем разработки.

Разработан проект на вскрытие и освоение глубоких горизонтов Абаканского месторождения системами с подэтажным обрушением руды с торцовым выпуском руды с применением самоходной техники. Согласно проектным решениям в настоящее время подготавливаются рудные запасы Абаканского месторождения ниже гор. - 95 м в рудных телах V и IV.

При осмотре полевых штреков, а также нарезных выработок на глубоких горизонтах Абаканского месторождения периодически наблюдаются разрушения кровли и почвы в результате действия горизонтальных напряжений, а также нетрадиционные для данного региона горизонтальные смещения бортов выработок, деформации крепи и пр., вызванные действием вертикальных напряжений. Почва и кровля при этом находятся в устойчивом состоянии. Данное явление не характерно для этого региона, где главными являются горизонтальные тектонические напряжения и характерно наличие неравномерного поля напряжений (блуждающие напряжения) в районе отрабатываемых и подготавливаемых блоков. Это вызвано формированием на границах вырабо-

танных и очистных пространств зон повышенных концентраций напряжений и их наложением друг на друга при отработке рудных тел № IV и V, сближенных с доработанным Главным рудным телом (рис. 2). При этом выработанное пространство участков объединилось в единый погашенный массив, заполненный обрушенными породами. Важно отметить, что сил бокового отпора обрушенных пород оказалось явно недостаточно, чтобы сдерживать смещения подготавливаемых к отработке блоков. С увеличением глубины разработки рудных тел № IV и V прогнозируется дальнейшее осложнение геомеханической обстановки на месторождении.

Установка гипсово-скважинной станции контроля напряженно-деформированного состояния структурно нарушенного и уда-роопасного массива горных пород

Для оценки напряженно-деформированного состояния структурно нарушенного и удароопасного массива горных пород на Абаканском железорудном месторождении была заложена гипсо-во-скважинная станция на гор. - 200 м (Н=785 м) в разведочном штреке № 1 вблизи подготавливаемого рудного тела № 4 (рис. 3) [5]. Часть выработки от забоя до ее серединной части в сторону устья уже подверглась действию высокого горного давления, и процесс ее разрушения продолжает развиваться (рис. 4). В ближайшее время в процессе развития горных работ на подготавливаемом участке рудного тела № IV, участок выработки, в котором установлена наблюдательная станция, также попадает в зону высоких концентраций горизонтальных и вертикальных напряжений в районе ведения подготовительных и очистных работ. Наблюдательная станция позволит определить время начала развития деформационных процессов, период разрушения выработки, провести измерения смещений контура выработки, установить местоположения зон повреждения пород (ЗПП) массива в скважинах и исследовать параметры трещиноватости.

Рис. 2. Горизонтальный разрез V и IV рудного тела Абаканского месторождения, гор. - 95 м

Рис. 3. Место заложения гипсово-скважинной наблюдательной станции на горизонте - 200 м Абаканского месторождения: 1 - наблюдательная станция; 2 - разведочный штрек № 1; 3 - подготавливаемый участок рудного тела IV; 4 - участок нарушения крепи разведочного штрека № 1

д на!

Рис. 4. Разрушение разведочного штрека № 1: вывалы породы с боков (а) и кровли (б) выработки; разрушение слоя торкретбетона (в, г); разрушение устья скважины (д)

а

в

Рис. 5. Паспорт прочности для туфопесчаников

Выработка пройдена в породах, представленных туфопес-чаниками, прочностные характеристики которых показаны на рис. 5 [6].

Сцепление Со = 15 МПа. Угол внутреннего трения фо = 50°. Крепость пород по шкале проф. М.М. Протодьяконова / = 7-9. Объемный вес пород у = 2,7-2,9 т/м3. Породы по категории относятся к сильнотрещиноватым массивам, расстояние между естественными трещинами 0,2-0,5 м. В туфопесчанниках при несвоевременном закреплении выработок при проходке, в дальнейшем наблюдается интенсивное деформирование тяжелых видов крепи, и происходят вывалы породы в виде щебня небольших кусковых размеров (рис. 6). С точки зрения наблюдения за геомеханическими процессами, размещение станции для оценки напряженно-деформированного состояния структурно нарушенного массива горных пород в туфопесчанниках является оправданным и позволяет получить необходимые результаты, а установленные в ходе проведения исследований закономерности структурного нарушения массива позволят разработать мероприятия по сокращению вредного влияния горных работ на среду обитания человека в ореоле воздействия горнотехнической системы.

Рис. 6. Разрушения обнажений пород в ортах Абаканского рудника, пройденных в туфопесчанниках на глубине 785 м

В разведочном штреке оборудована гипсометрическая наблюдательная станция [5, 7]. По контуру сечения 2,3x2,7 м выработки с помощью специального приспособления нанесен гипсовый слой шириной 40 см, толщина слоя 4-10 мм и более в зависимости от неровности контура выработки (рис. 7а). Слой нанесен на борта выработки и кровлю. Затем для наглядности определения мест образования трещин слой покрыт красной краской (рис. 7б). В гипсовом слое закреплены наблюдательные маячки 1+7 по схеме, представленной на рис. 8, 9.

Рис. 7. Нанесение гипсового слоя

Рис. 8. Закрепление и фиксация маячков

Рис. 9. Гипсово-скважинная станция на гор. - 200 м (Н=785 м) Абаканского месторождения: 1, 2 - горизонтальные скважины; 3 - наклонная скважина; 4 - гипсовый слой с размещенными маячками

В радиальных направлениях на глубину более 50 м пробурены 4 наблюдательные скважины диаметром 0=100 мм: горизонтальная скважина 1, которая подсекла водоносный слой и об-воднилась, горизонтальная скважина 2, наклонная скважина 3, вертикальная скважина 4 (рис. 9, 10). В дальнейшем предполагается использование данных скважин для эксплуатационной дораз-ведки запасов месторождения.

Произведены первоначальные измерения расстояний между наблюдательными маячками для определения конвергенции выработки при последующих замерах (табл. 1).

Таблица 1

Первый цикл измерений расстояний между маячками в выработке

№ п/п Измерительные горизонтальные линии Расстояние, мм

1 1-7 2664

2 1-6 2662

3 1-5 2641

4 1-4 2139

5 2-4 1751

6 2-5 2484

7 2-6 2619

8 2-7 2726

9 3-4 1382

Окончание табл. 1

№ п/п Измерительные горизонтальные линии Расстояние, мм

10 3-5 2300

11 3-6 2531

12 3-7 2728

13 4-5 1239

14 4-6 1689

15 4-7 2101

Рис. 11. Картирование скважин

Для установления зон повреждения пород (ЗПП) выполнено картирование трещиноватости скважин (рис. 11). Картирование проводились во всех скважинах, результаты представлены в табл. 2. В массиве горных пород действуют высокие горизонтальные напряжения. так как зоны повреждения пород (ЗПП) не регистрируются в горизонтальных скважинах, а определяются в наклонной и вертикальной скважине.

Таблица 2

Результаты картирования скважин

Наименование Расстояние Примечание

скважины от устья скважины до трещин, м

Скважина 1 0-0,3 Трещины техногенного ха-

горизонтальная рактера (влияние взрыва). Скважина обводнена

Скважина 2 0-0,4 Трещины техногенного ха-

горизонтальная рактера (влияние взрыва)

Скважина 3 0-0,45 Трещины техногенного ха-

наклонная рактера (влияние взрыва)

1,7 Одиночная трещина

3,70 ЗПП

3,90

4,20

7,10 ЗПП

7,20

7,50

Скважина 4 1,40 ЗПП

вертикальная 2,00

2,50

Дальнейшие измерения в 2015-2016 гг. конвергенции гипсового слоя, деформирования скважин с помощью специального разработанного оборудования, позволят натурно отобразить скважины в пространстве и определить местоположение зон повреждения пород (ЗПП), оценить направление действия главных напряжений и установить механизмы деформирования массива горных пород.

Выводы

Разработан и научно обоснован гипсово-скважинный способ оценки зон распространения и величины концентрации напряжений в условиях подземной разработки структурно нарушенных и удароопасных массивов горных пород, повышающий безопасность и эффективность ведения горных работ на больших глубинах на основе оценки состояния массива в реальных шахтных условиях [5]. Определение зон повреждения пород (ЗПП) дает возможность установить местоположение зон концентрации напряжений, определить характер распределения напряжений и деформаций в горном массиве, выбрать технологические параметры горных работ, например, анкерного крепления, и оценить несущую способность крепи, уточнить конструктивные параметры систем разработки. Результаты измерений, полученные с помощью разработанного способа, позволяют классифицировать качество породных массивов и определить их основные параметры - индексы RQD, Jn, Jr, Ja, ^, SRF. Результаты картирования используются для калибровки численных моделей, которые в дальнейшем применяются для прогнозирования зон разрушения пород вокруг проектируемых выработок и очистных пространств [8]. Установленные в ходе проведения исследований закономерности структурного нарушения массива позволят разработать мероприятия по сокращению вредного влияния горных работ на среду обитания человека в ореоле воздействия горнотехнической системы.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Еременко В. А., Гахова Л. Н., Лушников В. Н., Есина Е. Н., Семе-някин Е. Н. Формирование зон концентрации высоких напряжений при разработке месторождений с гравитационно-тектоническим исходным напряженным состоянием массива горных пород. — ГИАБ. — № 9. — 2013. — С. 5-16.

2. Бронников Д. М., Замесов Н. Ф., Богданов Г. И. Разработка руд на больших глубинах. - М.: Недра, 1982. - 292 с.

3. Еременко В. А., Лобанов Е. А., Котляров А. А., Лушников В. Н., Ма-ловичко Д. Н. Новая технология снижения сейсмического воздействия мас-

совой отбойки руды при разработке удароопасных месторождений // Горный журнал - 2012. — № 9. — С. 26-30.

4. Проектная документация «Проект технического перевооружения вскрытия и отработки участка «Подрусловый» в этаже +115 + +185 м Шере-гешевского месторождения» // ОАО «Уралмеханобр», г. Екатеринбург. -2011. - 167 с.

5. Заявка о выдаче патента на изобретение № 2014148102 «Способ оценки структурно нарушенных и удароопасных массивов горных пород». 28.11.2014.

6. Еременко В. А., Есина Е. Н. и др. Оценка НДС массива пород при отработке IV и V рудных тел в этаже (-95) + (-15) м Абаканского месторождения инструментальными методами с целью мониторинга текущей геодинамической ситуации на месторождении и выдачи рекомендаций. Отчет ИПКОН РАН, 2013-2014. — 122 с.

7. Еременко В. А., Рыльникова М. В., Есина Е. Н., Лушников В. Н. Обоснование способа оценки зон распространения и величины концентрации напряжений в условиях подземной разработки рудных месторождений // ГИАБ. — 2014. — № 11. — С. 5-12.

8. Лушников В. Н., Сэнди М. П., Еременко В. А., Коваленко А. А., Иванов И. А. Методика определения зоны распространения повреждения породного массива вокруг горных выработок и камер с помощью численного моделирования // Горн, журнал. — 2013. — № 12. — С. 11-16. н'.ц=1

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Еременко Виталий Андреевич — доктор технических наук, ведущий научный сотрудник, eremenko@ngs.ru,

Рыльникова Марина Владимировна — доктор технических наук, профессор, заведующая отделом, rylnikova@mail.ru,

Есина Екатерина Николаевна — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, esina555@list.ru, ИПКОН РАН.

UDC 622.831; 622.2; 622.235

MONITORING STRESS-STRAIN STATE OF STRUCTURAL DEFECTS AND UDAROOPASNOST ROCK MASS

Eremenko VitalyA., Ph.D., Senior Research Fellow IPKON RAS, Russia, Rilnikova M.V., PhD, Professor, Head of Department IPKON RAS, rylnik-ova@mail.ru, Russia,

Esina Ekaterina N., Ph.D., Senior Research Fellow IPKON RAS, es-ina555@list.ru, Russia.

To evaluate the stress and strain state of rock mass Abakan iron ore deposit in the mountains. — 200 m (H = 785 m) is set gypsum-borehole monitoring station structural damage and udaroopasnost rock mass, which allows you to determine the time of onset of deformation processes, during the destruction of the generation, to measure the displacement contour generation, set the location of the damage zone species (RFP) an array of wells and explore the parameters of fracture, classify the quality of rock masses and determine their main parameters — indices RQD, Jn, Jr, Ja, Jw, SRF.

Key words: method of estimating the stress-strain state of the rock mass, convergence, damage zone species (RFP), mapping, development, production areas.

REFERENCE

1. Eremenko V. A., Gahova L. N., Lushnikov V. N., Esina E. N., Semenjakin E. N. Formirovanie zon koncentracii vysokih naprjazhenij pri razrabotke mestorozhdenij s gravi-tacionno-tektonicheskim ishodnym naprjazhennym sostojaniem massiva gornyh porod (The formation of zones of high stress in the development field with gravitational-tectonic initial stress state of the rock mass). GIAB. No 9. 2013. pp. 5-16.

2. Bronnikov D. M., Zamesov N. F., Bogdanov G. I. Razrabotka rud na bol'shih glubinah (Development of ore at great depths). Moscow: Nedra, 1982. 292 p.

3. Eremenko V. A., Lobanov E. A., Kotljarov A. A., Lushnikov V. N., Malovichko D. N. Novaja tehnologija snizhenija sejsmicheskogo vozdejstvija massovoj otbojki rudy pri razrabotke udaroopasnyh mestorozhdenij (New technology reducing seismic impact of mass blasting of ore in the development of rockburst-hazardous deposits) // Gornyj zhur-nal, 2012. No 9. pp. 26-30.

4. Proektnaja dokumentacija «Proekt tehnicheskogo perevooruzhenija vskrytija i otrabotki uchastka «Podruslovyj» v jetazhe +115 + +185 m Sheregeshevskogo mestorozhdenija» (Project documentation the Project of technical re-equipment of Stripping and development of the site «Underflow» in the floor +115 ^ +185 m of the Sheregesh Deposit») // OAO «Uralmehanobr», Ekaterinburg. 2011. 167 p.

5. Zajavka o vydache patenta na izobretenie № 2014148102 «Sposob ocenki struk-turno narushennyh i udaroopasnyh massivov gornyh porod». 28.11.2014.

6. Eremenko V. A., Esina E. N. i dr. Ocenka NDS massiva porod pri otrabotke IV i V rudnyh tel v jetazhe (-95) + (-15) m Abakanskogo mestorozhdenija instrumentalnymi metodami s celju monitoringa tekushhej geodinamicheskoj situacii na mestorozhdenii i vydachi rekomendacij (The VAT assessment of rock mass during mining IV and V of the ore bodies in the floor (-95) ^ (-15) m Abakan field analytical methods to monitor current geodynamic situation in the field and offer recommendations). Otchet IPKON RAN, 2013-2014. 122 p.

7. Eremenko V. A., Ryl'nikova M. V., Esina E. N., Lushnikov V. N. Obosnovanie sposoba ocenki zon rasprostranenija i velichiny koncentracii naprjazhenij v uslovijah podzemnoj razrabotki rudnyh mestorozhdenij (Rationale method of assessment of the areas of distribution and magnitude of stress concentration in underground mining of ore deposits) // GIAB. 2014. No 11. pp. 5-12.

8. Lushnikov V. N., Sjendi M. P., Eremenko V. A., Kovalenko A. A., Ivanov I.A. Me-todika opredelenija zony rasprostranenija povrezhdenija porodnogo massiva vokrug gornyh vyrabotok i kamer s pomoshh'ju chislennogo modelirovanija (The method of determining the zone of distribution of damage to the rock mass around tunnels and chambers with the help of numerical simulation) // Gorn. zhurnal. 2013. NO 12. pp. 11-16.

- © В.В. Минин, И.В. Минин, 2015

УДК 622.4

В.В. Минин, И.В. Минин

ВЕНТИЛЯЦИЯ ТУПИКОВЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Проблема проветривания зоны призабойного пространства состоит в недостаточной подаче воздуха. Для её решения предложено, разработано и реализовано в нескольких шахтах система забойных установок активного проветривания (ЗУАП). Которая показала самую высокую эффективность по сравнению с существующими схемами проветривания с помощью вентиляционных труб.

Ключевые слова: ЗУАП - забойная установка активного проветривания, тупиковая горная выработка, призабойное пространство, эфективность системы вентиляции, комбайновые комплексы.

В соответствии с вступлением в силу с «01» октября 2014 года Федеральных норм и правил в области промышленной безопасности, пункты № 18, 69, 77, 154, 155, 156, 157, 164, 191, надежность проветривания тупиковых горных выработок зависит от интенсивности воздухообмена в призабойном пространстве, где происходит массовое выделение газов и пыли.

Эти требования определяют конструкцию, аэродинамику и схемы размещения забойных установок активного проветривания (ЗУАП) на горнопроходческом оборудовании, обеспечивающие надежный отброс вредностей из призабойного пространства по всей длине тупиковой горной выработке на исходящую струю.

Необходимый объем воздуха является величиной постоянной, переменной величиной выступает совокупность факторов, присущих способу проветривания камеры. Например, при нагнетательном способе проветривания постоянное снижение объема воздуха на конце трубопровода происходит по мере возрастания длины трубопровода (по причине увеличения утечек и аэродинамического сопротивления трубопровода), что относится и к всасывающему способу проветривания. Однако трубопровод удлиняется по мере проходки выработки. Значит, определив критическую длину выработки, исходя из условий применяемого способа проветривания, мы находим комплексный показатель,

позволяющий определить максимальное расстояние проветривания, при котором в каждом сечении выработки расход воздуха будет не менее расчетного.

Эту длину выработки, условно названную максимально допустимой безопасной для способа активной вентиляции забоя тупиковой горной выработки, можно получить с помощью расчета, выполненного с применением известных методов.

Общая длина проветривания тупикового хода определится из суммы Ьву и Ькр:

I— < • 5

г = г + г = з 5 +_^у_г

^ тах ~ ^ву ' ^кр ~ -у ^^ I—- '

0.,13кЬ ^3-14)

где Ьтах - максимально допустимая безопасная длина камеры; Ьву - максимально допустимое расстояние расположения вентиляторной установки от забоя, не более 10 м; 5к - площадь сечения одного комбайнового хода; <ву - подача вентиляторной установки; <к - расчетное количество воздуха для проветривания камеры; Ь0 -величина расстояния от стенки горной выработки до стенки вентиляторной установки; Бву - сечение вентиляторной установки.

Формула может быть рекомендована для расчета максимально допустимой безопасной длины камеры, так как в ней, по данным, полученным в ходе предварительного расчета <к, и по данным, определяемым замерами непосредственно при проветривании тупиковой горной выработки <ву, 5 к, 5 ву, Ь0, происходит определение размерной величины, достаточно полно характеризующей способ проветривания выработки применительно к конкретным условиям.

Применение способа беструбного проветривания тупиковых горных выработок с применением забойной установки активного проветривания (ЗУАП), расположенной в призабойной части проводимой тупиковой выработки, позволяет повысить безопасность ведения горных работ в плане надежности проветривания очистных забоев тупиковых выработок.

Производительность ЗУАП, изготовленной на основе серийного вентилятора пылеотсоса В2 М комбайна Урал 20КСА, составила от 7.0 до 10.2 м3/с из-за разного конструктивного исполнения вентиляторов.

По результатам расчетов средняя скорость потока в половине сечения выработки при длине 300 метров составит 0.28 м/сек, что больше минимально допустимой (0,15 м/сек) на 87 процентов.

Динамика вентиляционной ситуации в процессе проходки выработки выглядит следующим образом:

— источник движения воздуха по тупиковой горной выработке находится в при забойной части;

— по мере проходки выработки источник движения воздуха удаляется от устья;

— при некоторой критической длине выработки объем выноса загрязненного воздуха из выработки на штрек становится меньше необходимого дебита, рассчитанного для безопасного разжижения, поступающего в забой и во всю выработку загрязнителя (пыли или газа).

Наиболее характерная серия опытно-промышленных испытаний была проведена на горном участке № 4 - 10-й восточной панели рудника БКРУ-4 АО «Уралкалий» на пяти комбайновых комплексах с комбайнами типа Урал-20 КСА - № 36; № 42; № 57; № 59; № 222.

Серия шахтных опытно промышленных испытаний предложенного способа показала, что наблюдается снижение концентрации пыли на рабочем месте машиниста комбайна в 6-8 раз и машиниста самоходного вагона при загрузке в 3-5 раз по сравнению с нагнетательным способом. Наблюдения учитывали факт, что поведение мелкодисперсной пыли во многом схоже с поведением газов. Мощный циркуляционный контур, создаваемый ЗУАП, обеспечивает постоянное перемещение воздушных масс по тупиковой горной выработке, повышая турбулизацию потоков. Вследствие чего предпосылки к слоевым скоплениям газа в куполообразных или восходящих частях тупиковых выработок будут полностью исключены, ввиду невозможности стратификации воздушных потоков по плотности при высоких скоростях струй воздуха. Наблюдения за газовой обстановкой на всем протяжении проводимых выработок в пределах одной рабочей зоны позволяют говорить об отсутствии накопления горючих и ядовитых газов.

Таким образом, применение способа активной вентиляции очистных забоев тупиковых горных выработок позволяет:

— подать свежий воздух, непосредственно на проветривание призабойной части тупиковой выработки;

— произвести отброс газов из призабойной зоны в момент их выделения на длину, превосходящую длину очистной камеры;

— организовать интенсивный воздухообмен призабойной части выработки;

— не допустить стратификацию потока воздуха по плотности, поэтому исключить слоевые скопления газов в восходящих частях выработок.

Разработана конструкция ЗУАП на основе аналитических и натурных исследований для обеспечения активного и надежного проветривания тупиковых горных выработок на технологическую длину (до 300 м), организующая интенсивный воздухообмен в призабойной зоне, обеспечивающая расчетное поступление воздуха в камеру и на проветривание забоя; определены оптимальные размеры ЗУАП и наиболее рациональное место установки на оборудовании проходческого комплекса, не мешающее технологическим операциям; получена аналитическая зависимость для определения максимальной длины проводимой выработки с учетом типоразмера вентилятора ЗУАП, сечения камеры и факторов, определяющих необходимое количество воздуха для проветривания камеры; проведены исследования и анализ пылевой и газовой обстановки при активной вентиляции тупиковых горных выработок в наиболее характерных сечениях при проходке тупиковой выработки и наблюдается снижение концентрации пыли на рабочем месте машиниста комбайна в 6-8 раз, а машиниста самоходного вагона (при загрузке) в 3-5 раз по сравнению с нагнетательным способом; наблюдения за газовой обстановкой на всем протяжении проводимых выработок в пределах одной рабочей зоны позволяют говорить об отсутствии накопления горючих и ядовитых газов.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Ушаков К. 3., Бурчаков А. С., Пучков Л. А., Медведев И. И. Аэрология горных предприятий. — М.: Недра, 1987. — 325 с.

2. Мохирев И. И., Попов А. С. Расчеты при проектировании вентиляции шахт. Издательство Пермского государственного технического университета, 2006. — 551 с.

3. Алыменко И. И., Минин В. В. Вентиляторные установки и их применение, Екатеринбург, 1999. — 275 с.

4. Ушаков К. 3. Справочник по рудничной вентиляции. — М.: Недра, 1987. — 873 с.

5. Красноштейн А. Е., Алыменко И. И., Минин В. В. и др. Забойная установка активного проветривания (ЗУАП) с вентиляторами типа В-2М, ВМЭ-5, ВМЭ-6: техническое описание и руководство по эксплуатации (утв. Горн. Ин-ом УрО РАН, АО «Уралкалий», АО «Сильвинит»). Пермь, 1996. 44 с. ГГШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Минин Вадим Витальевич - кандидат технических наук, начальник отдела вентиляции горных выработок,

Минин Иван Вадимович - ведущий инженер отдела вентиляции горных выработок,

ОАО «Уралмеханобр».

UDC 622.4 FAN BLIND DRIFTS

Minin Vadim Vitalyevich - the head of department of ventilation of excavations of JSC Uralmekhanobr, Candidate of Technical Sciences,

Minin Ivan Vadimovich - the leading engineer of the department of ventilation of excavations of JSC Uralmekhanobr.

Problem ventilation zone bottomhole space is insufficient air supply. To solve this problem is proposed, developed and implemented in several mines downhole system settings active ventilation (DSAV). Which showed the highest efficiency compared to existing schemes of ventilation via the ventilation pipes.

Key word: DSAV - downhole setting active ventilate, tupikova mine workings, bot-tomhole space, effectiveness ventilation systems, combine systems.

REFERENCES

1. Ushakov K. Z., Burchakov A. S., Puchkov L. A., Medvedev I. I. Ajerologija gornyh predprijatij (Aerologiya of the mountain enterprises). Moscow: Nedra, 1987. 325 p.

2. Mohirev N. N., Popov A. S. Raschety pri proektirovanii ventiljacii shaht (Calculations at design of ventilation of mines). Izdatel'stvo Permskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta, 2006. 551 p.

3. Alymenko N. I., Minin V. V. Ventiljatornye ustanovki i ih primenenie (Ventilatory installations and their application), Ekaterinburg, 1999. 275 p.

4. Ushakov K. Z. Spravochnik po rudnichnoj ventiljacii (Reference book on miner ventilation). Moscow: Nedra, 1987. 873 p.

5. Krasnoshtejn A. E., Alymenko N. I., Minin V. V. i dr. Zabojnaja ustanovka aktiv-nogo provetrivanija (ZUAP) s ventiljatorami tipa V-2M, VMJe-5, VMJe-6: tehnicheskoe opisanie i rukovodstvo po jekspluatacii (The Bottomhole Installation of Active Airing (BIAA) with V-2M, VME-5, VME-6 fans: technical specification and operation manual) (utv. Gorn. In-om UrO RAN, AO «Uralkalij», AO «Sil'vinit»). Perm', 1996. 44 p.

- © В.Н. Калмыков, A.A. Гоготин,

А.Р. Яркеев, 2015

УДК 622.341: 622.271.3

В.Н. Калмыков, А.А. Гоготин, А.Р. Яркеев

ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБА ВЫДАЧИ РУДНОЙ МАССЫ НА ПОВЕРХНОСТЬ ПРИ ОТРАБОТКЕ ЗАПАСОВ ПЕРЕХОДНОЙ ЗОНЫ ЖЕЛЕЗОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ МАЛЫЙ КУЙБАС

В настоящей статье приведен анализ различных способов подъёма рудной массы на земную поверхность при комбинированной доработке железорудного месторождения Малый Куйбос на стадии освоения запасов переходной зоны. Рассмотрены современные комплексы механизации. Рассчитаны основные технико-экономические показатели по рассмотренным вариантам.

Ключевые слова: Комбинированная геотехнология, комплексы механизации, схемы вскрьпия, рудничный подъем, переходная зона, POCKETLIFT, вертикальный конвейер, железорудные месторождения.

При отработке ряда железорудных месторождений, в связи с несвоевременным началом строительства подземных рудников возникает опасность разрыва в добыче полезного ископаемого, что может привести к остановке предприятия [1,2]. Выход из сложившейся ситуации возможен за счет первоочередной отработки запасов переходной зоны по локальному проекту, что позволит осуществить быстрый ввод запасов в эксплуатацию, предотвратить разрыв в добыче и произвести строительство подземного рудника.

Для организации добычных работ предполагается использовать карьерное пространство как вскрывающую выработку, а выдачу полезного ископаемого на земную поверхность осуществлять по внутрикарьерным коммуникациям. Доработка всего месторождения с использованием карьерного пространства зачастую не возможна в связи с нахождением главных наклонных съездов в зоне сдвижения пород, формируемой при отработке его запасов подземным способом. По этой причине возникает необходимость перехода к классическим схемам вскрытия с расположением главных стволов на земной поверхности за зоной сдвижения. Исходя из чего можно выделить два этапа на стадии отработки месторождения подземным способом:

— освоение запасов переходной зоны (прикарьерных запасов) с использованием внутрикарьерного транспорта;

— доработка месторождения подземным способом с земной поверхности.

На большинстве рудных месторождений (80%) для отработки приконтурных запасов широко используется самоходное оборудование с дизельным приводом, которое позволяет обеспечить большую производительность подъема, однако данный тип механизации отличается значительными эксплуатационными затратами, связанными с износом шин, расходом ГСМ. Применение самоходных машин с двигателями внутреннего сгорания сопряжено так же с высокими расходами на проходку выработок большого сечения, обеспечивающих прохождение повышенного количества воздуха для проветривания рудника. В связи с действием приведенных выше негативных факторов альтернативой может быть вариант выдачи рудной массы самоходными машинами с электрическим приводом (троллейвозы). Данный тип оборудования, активно эксплуатируемый на руднике Кируна Швеция, позволяет снизить затраты на транспортировку полезного ископаемого за счет использования электроэнергии вместо дизельного топлива, а также обеспечить более благоприятные условия труда в связи с отсутствием вредных выбросов в шахтную атмосферу.

При освоении ряда зарубежных месторождений Швеции и ЮАР широкое применение нашли вертикальные конвейерные установки типа РОСКЕТЦГТ. При доработке нижних горизонтов крутопадающей залежи шахтой им. Артема Криворожского бассейна вместо углубки скипового ствола было предложено использовать вертикальные конвейеры, что позволило сократить сечения рудовыдочных выработок и снизить энергопотребление подъемной установки.

В настоящее время довольно остро проблема разрыва в добыче встала на месторождении Малый Куйбас [3]. Согласно календарному плану открытые горны работы завершатся в 2022г. Строительство подземного рудника, которое займет 6-7 лет, в настоящее время не начато. При этом необходимо учитывать время на проектирование, согласование проектной документации и прохождение главной государственной экспертизы, а это занимает, как показывает практика, от 1,5 до 2,5 лет. Исходя из чего, можно сделать вывод о высокой вероятности разрыва добычи полезного ископаемого на месторождении. Для нормализации ситуации предлагается организовать освоение запасов месторождения в два этапа (рис. 1).

Рис. 1. Схема вскрытия месторождения Малый Куйбас подземным способом в два этапа

На первом этапе предлагается отработать запасы переходной зоны, параметры которой составляют: 2,5 км по простиранию, 150 м в ширину и 80 м в глубину от дна карьера.

Для освоения запасов переходной зоны рассматривались следующие варианты вскрытия:

— рудовыдочным наклонным стволом и лифтовым восстающим, доставка рудной массы осуществляется дизельной или электрической самоходной техникой (рис.3);

— рудовыдочным стволом, оснащенным вертикальным конвейером РОСКЕТЦЕТ, наклонным вспомогательным стволом и лифтовым восстающим (рис.4).

—________гщ-Ш

граница карьера на конец отработки .

приконмурные рудные тело ^—

Рис. 2. Схема вскрытия запасов переходной зоны рудовыдочным автомобильным стволом и лифтовым восстающим

капитал ьный рудоспуск ^ вспомогательный наклонный съезд

Рис. 3. Схема вскрытия запасов переходной зоны вертикальным ствопом, оснащенным конвейерной установкой POCKETLIFT

Первый вариант вскрытия предполагает выдачу рудной массы самоходной техникой, с дизельными или электрическим приводом, на борт карьера, откуда посредством большегрузных автосамосвалов ее транспортировку до рудного склада. Преимуществом данной схемы является возможность ускоренного ввода в отработку приконтурных запасов и организации строительства выработок по основному варианту вскрытия.

В варианте вскрытия (рис. 4) вертикальным стволом, оборудованным конвейерной установкой, доставка полезного ископаемого до грохота 2 осуществляется посредством подземных автосамосвалов, где негабаритные куски измельчаются бутобоем 1 и через грохот поступают в рудоспуск 3. После чего, полезное ископаемое подается в конусную дробилку 5, откуда ленточным конвейером 6 доставляется до приемного бункера вертикального конвейера 7 и выдается на перегрузочный пункт, откуда большегрузными автосамосвалами 15 транспортируется до рудного склада.

Для выбора экономически целесообразного комплекса механизации по варианту 1 была рассмотрена линейка оборудования Sandvik с дизельным приводом и Atlas Copco с электрическим, их сравнение, осуществлялось по величине капитальных и эксплуатационных затрат по каждому типу оборудования и необходимых для него объемов горно-капитальных работ (ГКР). Как показал расчет, оптимальными подземными автосамосвалами для доставки

Рис. 4. Технологическая схема выдачи рудной массы вертикальным конвейером РОСКЕТЫРТ: 1 - буто-бой, 2 - грохот, 3 - рудоспуск, 4 - дозатор, 5 - конусная дробилка, 6 - ленточный конвейер, 7 - приемный бункер вертикального конвейера, 8 - вертикальный конвейер, 9 - рудная масса, 10 - подземный ав-тосамовал, 11 - лифт ЛИшак, 12 - подъемная мачта, 13 -восстающий, 14 - приемный рудный бункер, 15 - автосамо-вал, 16 - опоры

полезного ископаемого на перегрузочный склад по капитальным затратам, являются: Sandvik TH680 грузоподъёмностью 80 т с дизельным двигателем и Atlas Copco Minetruck EMT50 грузоподъёмностью 50 т с электроприводом.

Для выдачи рудной массы по второму варианту предлагается использовать вертикальный конвейер POCKETLIFT, производительностью 2,7 млн т/год, с высотой подъёма полезного ископаемого 300 м. Доставка полезного ископаемого до комплекса дробления будет осуществляться автосамосвалами с электрическим приводом Minetruck EMT50, которые обеспечивают наименьшее сечение выработок.

Для выбора рационального способа вскрытия, произведен расчет объемов горно-капитальных работ (табл. 1).

Как видно из таблицы, наименьший объем горно-капитальных работ получен при использовании для выдачи рудной массы вертикального конвейера за счет сокращения длины наклонного вспомогательного ствола. Так же происходит снижение объемов ГКР при использовании самоходного оборудования с электроприводом, по сравнению с дизельным вследствие уменьшения поперечного сечения выработок.

Согласно календарным планам строительства отработки запасов переходной зоны наименьшие сроки проведения выработок подземного рудника соответствуют вариантам вскрытия с использованием самоходного оборудования с электрическим приводом и составят: 2 года 3 мес.; с дизельным - 4 года 8 мес.; — конвейерной установки - 4 года 4 мес.

Таблица 1

Сводная таблица объемов горно-капитальных работ

№ п\п Наименование выработки Площадь сечения, м1 Длина выработки, м Кол-во Объем выработок, м1

Дизельная техника Элек-триче-ская техника Вертикаль-ный конвейер

1 Конвейерный ствол 18.7з 2403 1 4488

2 Наклонный вспомогательный съезд 22.4з 12253 1 27440

3 Наклонный рудовыдач-ной съезд 291/23.62 68761/ 19662 1 199404 46398

4 Лифтовый восстающий 11.6 2901-2-3 1 3364 3364 3364

5 Вентиляционный восстающий 9 2901-2-3 1 2610 2610 2610

6 Подземный дробильный комплекс 1 500

6 Штреки и квершлаги:

гор.+350 291/23.62-3 17501-2-3 1 50750 41300 41300

гор.+270 291/23.62-3 43001-2-3 1 124700 101480 101480

гор.+190 291/23.62-3 44001-2-3 1 127600 103840 103840

гор.+110 291/23.62-3 41501-2-3 1 120350 97940 97940

7 Рудоспуск 163 1603 2 2560

Всего 628778 396932 386992

Применяемое оборудование: 1 — Дизельная самоходная техника; 2 — Электрическая самоходная техника; 3 — Вертикальный конвейер

По результатам проведенных проработок было произведено технико-экономическое сравнение рассматриваемых вариантов выдачи полезного ископаемого на земную поверхность (табл. 2).

Таблица 2

Технико-экономические показатели различных вариантов выдачи полезного ископаемого на земную поверхность

Статьи затрат Схема выдачи рудной массы с использованием

дизельной самоходной техники самоходной техники с электроприводом вертикального конвейера

Капитальные затраты, млн руб

Горно-капитальные работы 2948 1890 1646

Оборудование Итого 523 3470 373 2263 584 2230

Эксплуатационные затраты, млн руб/год 53 16

Топливо 92

Техническое обслуживание 9 14 29

Заработная плата 14 23 14

Итого 135 67 45

Себестоимость подъёма, руб./т. 78,7 50,5 21,8

Чистый дисконтированный доход млн р. 2181.1 3761.2 2401.5

Срок окупаемости инвестиций, лет 7 4 7

Как показали расчеты капитальные затраты по рассматриваемым вариантам значительно снижаются при выдаче рудной массы оборудованием с электроприводом и вертикальными конвейерными установками, что связано с уменьшением поперечного сечения выработок и их длины.

Эксплуатационные же затраты изменяются в значительном диапазоне от 21,8 руб/т, при использовании технологии РОСКЕТПРТ, до 78,7 руб/т, при выдаче рудной массы самоходной техникой с дизельным приводом. Это обусловлено различием в стоимости электроэнергии и дизельного топлива.

Расчет чистого дисконтированного дохода показал, что технологическая схема с использованием оборудования с электрическим приводом более рациональна в связи с быстрым выходом рудника на производственную мощность за счет быстрого ввода в отработку запасов верхних горизонтов. Как показал расчет, несмотря на низкую себестоимость подъема использование устано-

вок POCKETLIFT для выдачи рудной массы в данных условиях не целесообразно в связи с продолжительным периодом строительства рудника (4,3 года).

Рекомендованная схема вскрытия позволит начать добычу полезного ископаемого подземным способом в короткие сроки при максимальном индексе доходности (2,11), минимальных затратах, задействовать весь комплекс выработок на стадии доработки полезного ископаемого по основной схеме и предотвратить разрыв в добыче полезного ископаемого, а так же осуществить строительство второго этапа рудника за счет средств, получаемых от освоения данных запасов.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Корнилов С.Н., Гавришев С.Е., Калмыков В.Н., Гоготин A.A., Пыта-лев И.А., Петрова О.В. Изыскания эффективных вариантов отработки железорудных месторождений Бакальского рудного поля // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. 2012. № 1 (37). С. 5-10.

2. Калмыков В.Н., Кошколда А.Н., Гавришев С.Е., Гоготин A.A., Петрова О.В. Обоснование способов доработки прибортовых запасов сидери-товых руд Ново-Бакальского карьера // Горный журнал. Черные металлы. Специальный выпуск. 2012. С.15-20.

3. Гавришев С.Е., Калмыков В.Н., Петрова О.В., Гоготин A.A., Бурмистров К.В., Томилова Н.Г. Обоснование рациональных вариантов перехода с открытого на подземный способ разработки месторождения Малый-Куйбас. // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2013. №4. С. 132-139. \ГШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Калмыков Вячеслав Николаевич - доктор технических наук, профессор, prmpi@magtu.ru,

Гоготин Алексей Анатольевич - кандидат технических наук, старший преподаватель, prmpi@magtu.ru, Яркеев Айвар Равилевич - аспирант,

Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

Д_

UDC 622.341: 622.271.3

RATIONALE METHOD OF DISPENSING OF ORE TO THE SURFACE DURING MINING OF IRON ORE DEPOSITS TRANSITION ZONE SMALL KUYBAS

Kalmykov V.N., academic, Doctor Ingeniariae, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University, prmpi@magtu.ru, Russia,

Gogotin A.A., senior lector, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University, prmpi@magtu.ru, Russia, Yarkeev A.R., graduate, Magnitogorsk state technical University. G.I. Nosova, Russia.

In the present article the analysis of various ways of rise in ore weight on a terrestrial surface at the combined completion of an iron ore field is given Small Kuybos in a stage of development of stocks of a transitional zone. Modern complexes of mechanization are considered. The main technical and economic indicators by the considered options are calculated.

Key word: the combined geotechnology, complexes of mechanization, the scheme of opening, miner rise, transitional zone, POCKETLIFT, the vertical conveyor, iron ore fields.

REFERENCES

1. Kornilov S.N., Gavrishev S.E., Kalmykov V.N., Gogotin A.A., Pytalev I.A., Petrova O.V. Izyskanija jeffektivnyh variantov otrabotki zhelezorudnyh mestorozhdenij Bakal'skogo rudnogo polja (Find effective options for mining iron ore deposits Bakal ore field) // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova. 2012. No 1 (37). pp. 5-10.

2. Kalmykov V.N., Koshkolda A.N., Gavrishev S.E., Gogotin A.A., Petrova O.V. Obosnovanie sposobov dorabotki pribortovyh zapasov sideritovyh rud Novo-Bakal'skogo karera (Substantiation of ways completion pribortovyh siderite ore reserves Novo Bakal career) // Gornyj zhurnal. Chernye metally. Special'nyj vypusk. 2012. pp.15-20.

3. Gavrishev S.E., Kalmykov V.N., Petrova O.V., Gogotin A.A., Burmistrov K.V., Tomilova N.G. Obosnovanie racionalnyh variantov perehoda s otkrytogo na podzemnyj sposob razrabotki mestorozhdenija Malyj-Kujbas (Justification of rational options for the transition from the open to underground mine development Small-Kuybas) // Gornyj infor-macionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). 2013. No 4. pp. 132-139.

© С.Е. Гавришев, К.В. Бурмистров, А.Н. Рахмангулов, В.А. Кидяев, Н.Г. Томилина, И.С. Бурмистрова, 2015

УДК 622.61:622.3

С.Е. Гавришев, К.В. Бурмистров, А.Н. Рахмангулов, В.А. Кидяев, Н.Г. Томилина, И.С. Бурмистрова

ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ РУДЫ ПРИ ОТРАБОТКЕ ЗАКОНТУРНЫХ ЗАПАСОВ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Предложена методика выбора рациональной технологической схемы транспортирования горной массы при разработке месторождения открыто-подземным способом, заключающаяся в расчете затрат на вскрытие законтурных запасов и транспортирование руды подземного рудника с учетом типа карьерного подъемника, производственной мощности рудника и глубины расположения перегрузочного пункта в карьере. Авторами обосновано расширение области применения технологических схем транспортирования руды через карьерное пространство удаленных от контуров карьера запасов: расположенных в борту карьера — с 2 до 3,5 км; расположенных ниже уровня дна карьера - с 600 до 750 м.

Ключевые слова: комбинированная разработка месторождений, доработка карьера, технологические схемы транспортирования, законтурные запасы.

При разработке месторождений за контурами карьеров остается до 50% запасов полезных ископаемых. Затраты на вскрытие таких запасов с поверхности на 20-25% превышают затраты на вскрытие из карьерного пространства. Однако стоимость транспортирования руды на поверхность по технологическим схемам с применением шахтных подъемников на 30-40% ниже стоимости транспортирования по технологическим схемам с применением карьерных автосамосвалов. По этой причине использование карьерного пространства являлось недостаточно эффективным [1, 2].

Недавними исследованиями в области открыто-подземной разработки месторождений доказана целесообразность использования подъемников в карьерах, что позволяет минимизировать затраты на транспортирование горной массы при доработке месторождения открытым способом и в дальнейшем транспортировать руду при подземной разработке [3], что позволило повысить эф-

фективность использования карьерного пространства при подземной разработке. Однако область применения технологических схем транспортирования горной массы с использованием карьерных подъемников при разработке месторождений открыто-подземным способом недостаточно исследована [4, 5, 6].

Для установления предельных значений производственной мощности рудника и удаленности запасов от контуров карьера, при которых транспортирование руды карьерными подъемниками эффективно, предлагается методика выбора рациональной транспортной схемы при разработке запасов открыто-подземным способом. Методика основана на расчете затрат на вскрытие законтурных запасов и транспортирование руды подземного рудника с учетом типа карьерного подъемника, производственной мощности рудника и глубины расположения узла перегрузки в карьере [7]. Каждая технологическая схема транспортирования руды с применением карьерного подъемника при разработке законтурных запасов по классификации сопоставляется с технологической схемой транспортирования с применением вертикального скипового подъемника, расположенного в стволе, пройденном с поверхности.

Моделью исследования является крутопадающее месторождение, отрабатываемое до глубины 400 м карьером, ниже 400 м - подземным способом системами разработки с обрушением налегающих пород при вариантах расположения перегрузочного пункта в карьере на глубине 200, 300 и 400 м. Портал наклонного съезда предполагается пройденным в борту карьера. Технологическая схема транспортирования следующая: подземные автосамосвалы транспортируют руду до перегрузочного пункта, расположенного на дне карьера, откуда карьерными автосамосвалами транспортируется до приемного бункера карьерного подъемника, далее руда карьерным подъемником выдается на поверхность.

Оценка эффективности технологических схем транспортирования руды выполнена для приконтурных и удаленных от контура карьера запасов, вскрытых наклонным съездом или штольней, пройденными с борта карьера. Запасы, расположенные выше уровня дна карьера, вскрываются штольней, ниже — наклонным съездом.

Эксплуатационные затраты слагаются из затрат на подземную разработку, на перемещение руды на поверхность и амортизации специализированных основных средств. Так как для всех сравниваемых вариантов принята одинаковая система подземной разра-

ботки месторождения, эксплуатационные затраты будут отличаться по статье затрат на перемещение руды на поверхность и амортизационным отчислениям по специализированным основным средствам (горно-капитальным выработкам). Сумма затрат на перемещение руды и амортизацию стоимости ГКВ в данной работе названа условными эксплуатационными затратами на добычу руды. Так, технологические схемы транспортирования оценены по условным эксплуатационным затратам на добычу 1 т руды. Для расчетов использовалась модель, в которой целевая функция представляет собой разность условных эксплуатационных затрат на добычу руды:

Э = S1 -к- S2 ^ max или k-S2 ^ min, (1)

где S1, S2 - условные эксплуатационные затраты на добычу 1 т руды при выдаче вертикальным скиповым подъемником, расположенным в стволе, пройденном с поверхности, и при выдаче карьерным подъемником при вскрытии законтурных запасов наклонным съездом или штольней с борта карьера соответственно; — коэффициент, величина которого зависит от объема охранного целика, оставляемого для эксплуатации карьерного подъемника, к> 1, руб./т.

В случае необходимости оставления охранного целика величина к >1. Если предусмотрена полная отработка запасов, то величина к =1. При расчете затрат S2 необходимо предусмотреть мероприятия по адаптации применения карьерного подъемника для условий транспортирования руды подземного рудника [8].

В ходе исследований рассматривались следующие варианты перемещения руды на поверхность при расположении перегрузочного пункта на дне:

1.1 - подземный автосамосвал (ПА) в наклонном съезде ^ перегрузочный пункт ^ карьерный конвейерный подъемник;

1.2 - ПА в наклонном съезде ^ перегрузочный пункт ^ карьерный скиповой подъемник;

11.1 - ПА в наклонном съезде ^ перегрузочный пункт ^ конвейер в наклонном стволе;

11.2 - ПА в наклонном съезде ^ ПА в штольне ^ перегрузочный пункт ^ скиповой подъемник в вертикальном стволе.

Сравнение данных вариантов схем производится со следующими транспортными схемами:

3 - ПА в наклонном съезде ^ перегрузочный пункт ^ карьерный автосамосвал;

4 - ПА (ж/д транспорт или конвейер) в квершлаге ^ перегрузочный пункт ^ скиповой подъемник в шахтном стволе, пройденном с поверхности;

5 - ПА (ж/д транспорт или конвейер) в квершлаге ^ перегрузочный пункт ^ скиповой подъемник в существующем шахтном стволе после углубления.

Условные эксплуатационные затраты на добычу руды при технологической схеме 11.2 сопоставлялись с затратами при углуб-ке существующих шахтных стволов.

По результатам исследований, полученных с помощью предложенной экономико-математической модели, построены зависимости условных эксплуатационных затрат на добычу 1 т руды от глубины шахты (рис. 1, а) и протяженности штольни (рис. 1, л).

Таким образом, в случае расположения запасов ниже дна карьера на глубине до 750 м, транспортирование руды целесообразно по подземному наклонному съезду, пройденному из карьерного пространства, и карьерному подъемнику при производственной мощности рудника до 3 млн т/год (рис. 1, б). При снижении производственной мощности рудника (рис. 1, в, г, ж, з) эффективность применения транспортных схем возрастает.

При расположении запасов выше уровня дна карьера на расстоянии до 3,5 км от поверхности откоса борта карьера и производственной мощности рудника до 3 млн т/год (рис. 1, е) транспортирование руды целесообразно по штольне, пройденной с борта карьера, и карьерному подъемнику.

Ниже, в таблице, представлены область применения транспортных схем с использованием карьерных автосамосвалов в соответствии с ранее выполненными исследованиями [9, 10] и установленная область применения транспортных схем с использованием карьерных подъемников.

Таким образом, проведенные исследования позволили получить следующие результаты:

Предложена методика выбора рациональной технологической схемы транспортирования горной массы при разработке месторождения открыто-подземным способом, заключающаяся в расчете затрат на вскрытие законтурных запасов и транспортирование руды подземного рудника с учетом типа карьерного подъемника, производственной мощности рудника и глубины расположения перегрузочного пункта в карьере.

Рис. 1. Зависимость условныгх эксплуатационных затрат на добыту руды от: а — глубины шахты; б, е — производственной мощности рудника; в, ж — глубины расположения узла перегрузки в карьере при производственной мощности рудника 3 млн т/год; г, з — то же при производственной мощности рудника 2 млн т/год; д — протяженности штольни по вариантам перемещения на поверхность

Таблица

Область применения технологических схем транспортирования руды с использованием подземных автосамосвалов в сочетании с карьерными автосамосвалами и подъемниками

Параметр Существующие значения Установленные значе-

при транспортировании ния при транспорти-

руды подземными авто- ровании руды подзем-

самосвалами в сочетании ными автосамосвалами

с карьерными автосамо- в сочетании с карьер-

свалами ным подъемником

(к.т.н. Ивашов H.A.)

При вскрытии запасов, расположенных ниже уровня дна карьера

Предельная глубина эффективного при- до 600 м до 750 м

менения технологи-

ческой схемы

Максимальная глу- до 200 м до 350 м

бина подъема по

подземному наклон-

ному съезду

Максимальная про- до 2 млн т/год до 3 млн т/год

изводственная мощ-

ность рудника

При вскрытии запасов расположенных выше уровня дна карьера

Максимальная уда- до 2 км до 3,5 км

ленность запасов от

поверхности борта

карьера

Максимальная про- до 2 млн т/год до 3 млн т/год

изводственная мощ-

ность рудника

Расширена область применения технологических схем транспортирования руды через карьерное пространство удаленных от контуров карьера запасов: расположенных в борту карьера — с 2 до 3,5 км; расположенных ниже уровня дна карьера - с 600 до 750 м.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Зобнин В.И., Кольцов П.В., Иванов Ю.С. Выемка законтурных запасов руды на карьерах / В.И. Зобнин, П.В. Кольцов, Ю.С. Иванов; Урал. гос. горный ун-т. - Екатеринбург: Изд-во УГГУ, 2012. 68 с.

2. Лель Ю.И. Энергетика карьерного транспорта / Ю.И. Лель, О.В. Мусихина // Инновационный транспорт. - 2011. — № 1. - С. 34-39.

3. Гавришев, С.Е. Целесообразность изменения схемы вскрытия карьера при комбинированной разработке месторождений [Текст] / С.Е. Гавришев, К.В. Бурмистров, В.А. Кидяев // Сборник статей международной научно-технической конференции «Комбинированная геотехнология. Комплексное освоение и сохранение недр земли». — Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2011. - С. 77-83.

4. Хохряков B.C. Новые подходы к оптимизации проектирования карьеров / В.С. Хохряков, С.В. Корнилков, Ю.И. Лель, А.Д. Стариков, Ю.В. Терехина // Известия Уральского государственного горного университета. -2007. -№ 22. - С.81-93.

5. Хохряков B.C. Новое в теории оптимизации проектирования открытых горных работ / В.С. Хохряков, С.В. Корнилков, Ю.И. Лель, А.Д. Стариков, Ю.В. Терехина // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. - 2006. -№ 5. - С.7-14.

6. Цыганов A.B., Осинцев H.A., Гавришев С.Е., Рахмангулов А.Н. Формирование технологических схем безопасной работы карьеров: монография. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2014. - 167 с.

7. Гавришев С.Е. Оценка эффективности схем вскрытия законтурных запасов с применением карьерных подъемников [Текст] / С.Е. Гавришев, В.Н. Калмыков, К.В. Бурмистров, Н.Г. Томилина, В.Ю. Заляднов // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. - 2014. - № 1. - С. 7-12.

8. Томилина Н.Г. Повышение эффективности применения карьерных подъемников при открыто-подземной разработке месторождения [Текст] / Н.Г. Томилина // Машиностроение: сетевой электронный научный журнал. — 2013. — № 2. — С. 53-57.

9. Ивашов H.A. Вскрытие при комбинированной разработке медно-колчеданных месторождений /М.В. Рыльникова, В.Н. Калмыков, Н.А. Ивашов //Горная промышленность. - 2003. — № 2. — С.38-42.

10. Ивашов H.A. Обоснование способов вскрытия запасов за контурами карьеров при комбинированной разработке месторождений: Дис. ... канд. техн. наук. - Магнитогорск, 2007. - 169 с. ШЫЭ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Гавришев Сергей Евгеньевич — доктор технических наук, профессор, ormpi-cg@magtu.ru,

Бурмистров Константин Владимирович — кандидат технических наук, доцент, burmistrov_kv@mail.ru,

Рахмангулов Александр Нельевич — доктор технических наук, профессор, ran@logintra.ru,

Кидяев Вячеслав Андреевич — кандидат технических наук, kidyaevba@mail.ru,

Томилина Нурия Гумаровна — кандидат технических наук, 1. nuria@yandex.ru,

Бурмистрова Ирина Сергеевна — магистрант, burmistrova_is@mail.ru, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

UDC 622.61:622.3

EVALUATING THE EFFECTIVENESS OF TECHNOLOGICAL SCHEMES OF TRANSPORTATION OF ORE IN MINING AQUIFER RESERVES OF THE DEPOSITS

Gavrishev Sergey Yevgen'yevich, doctor of technical sciences, professor. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, ormpi-cg@magtu.ru, Burmistrov Konstantin Vladimirovich, candidate of technical sciences, associate professor. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, burmistrov_kv@mail.ru,

Rakhmangulov Alexander Nel'evich, doctor of technical sciences, professor. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, ran@logintra.ru, Kidyaev Vyacheslav Andreevich, candidate of technical sciences. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, kidyaevba@mail.ru, Tomilina Nuria Gumarovna, candidate of technical sciences. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, t.nuria@yandex.ru,

Burmistrova Irina Sergeevna, undergraduate. Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, burmistrova_is@mail.ru.

The article proposes a method of selecting rational technological scheme of transportation of rock mass by the development of open-underground method is to calculate the cost of opening reserves and transportation of ore underground mine based on the type of career the lift capacity of the mine and the depth of the transfer point in his career. The authors justified the expansion of the scope of technological schemes of transportation of ore through the career space away from the pit outline stocks: located in the pit — from 2 to 3.5 km; located below the bottom of the quarry — from 600 to 750 m.

Key words: combined development deposits, completion quarry, technological schemes of transportation, aquifer reserves.

REFERENCES

1. Zobnin V.I., Kol'cov P.V., Ivanov Ju.S. Vyemka zakonturnyh zapasov rudy na karerah (Recess aquifer ore reserves in quarries) / V.I. Zobnin, P.V. Kol'cov, Ju.S. Ivanov; Ural. gos. gornyj un-t. Ekaterinburg: Izd-vo UGGU, 2012. 68 p.

2. Lel' Ju.l. Jenergetika karernogo transporta (Energy transport career) / Ju.l. Lel', O.V. Musihina // Innovacionnyj transport. 2011. No 1. pp. 34-39.

3. Gavrishev, S.E. Celesoobraznost' izmenenija shemy vskrytija kar'era pri kombiniro-vannoj razrabotke mestorozhdenij (The expediency of schema changes at autopsy career combined mining) / S.E. Gavrishev, K.V. Burmistrov, V.A. Kidjaev // Sbornik statej mezhdunarodnoj nauchno-tehnicheskoj konferencii «Kombinirovannaja geotehnologija. Kompleksnoe osvoenie i sohranenie nedr zemli». Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2011. pp. 77-83.

4. Hohrjakov V.S. Novye podhody k optimizacii proektirovanija kar'erov (New approaches to optimize the design of quarries) / V.S. Hohrjakov, S.V. Kornilkov, Ju.I. Lel', A.D. Starikov, Ju.V. Terehina // Izvestija Ural'skogo gosudarstvennogo gornogo univer-siteta. 2007. No 22. pp.81-93.

5. Hohrjakov V.S. Novoe v teorii optimizacii proektirovanija otkrytyh gornyh rabot (New in the theory of optimization design of open cast mining)/ V.S. Hohrjakov, S.V. Korn-ilkov, Ju.I. Lel', A.D. Starikov, Ju.V. Terehina // Izvestija vysshih uchebnyh zavedenij. Gornyj zhurnal. 2006. No 5. pp.7-14.

6. Cyganov A.V., Osincev N.A., Gavrishev S.E., Rahmangulov A.N. Formirovanie tehnologicheskih shem bezopasnoj raboty kar'erov (Formation of technological schemes for the safe operation of quarries): monografija. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2014. 167 p.

7. Gavrishev S.E. Ocenka jeffektivnosti shem vskrytija zakonturnyh zapasov s prime-neniem kar'ernyh podemnikov (Evaluating the effectiveness of opening schemes aquifer reserves using career lifts) / S.E. Gavrishev, V.N. Kalmykov, K.V. Burmistrov, N.G. Tomilina, V.Ju. Zaljadnov // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova. 2014. No 1. pp. 7-12.

8. Tomilina N.G. Povyshenie jeffektivnosti primenenija kar'ernyh podemnikov pri otkryto-podzemnoj razrabotke mestorozhdenija (Improving the efficiency of mining hoists with open-Underground Mining) / N.G. Tomilina // Mashinostroenie: setevoj jelektronnyj nauchnyj zhurnal. 2013. No 2. pp. 53-57.

9. Ivashov N.A. Vskrytie pri kombinirovannoj razrabotke medno-kolchedannyh mestorozhdenij (An autopsy at the combined development of copper-pyrite deposits) /M.V. Ryl'nikova, V.N. Kalmykov, N.A. Ivashov //Gornaja promyshlennost'. 2003. No 2. pp.38-42.

10. Ivashov N.A. Obosnovanie sposobov vskrytija zapasov za konturami kar'erov pri kombinirovannoj razrabotke mestorozhdenij (Substantiation of ways of opening reserves outside the pit outline at the combined mining): Dis. ... kand. tehn. nauk. Magnitogorsk, 2007. 169 p.

© K.B. Бурмистров, A.Ä. Кольга, A.H. Шакшакпаев, H.A. Осинцев, И.С. Бурмистрова, 2015

УДК 622.68

К.В. Бурмистров, А.Д. Кольга, А.Н. Шакшакпаев, Н.А. Осинцев, И.С. Бурмистрова

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРНЫХ ТРАНСПОРТНЫХ КОММУНИКАЦИЙ НА РАЗЛИЧНЫХ ЭТАПАХ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Рассмотрена проблема выбора карьерных автосамосвалов для различных периодов функционирования карьера. Определено влияние ширины транспортной бермы на параметры бортов карьера и объем извлекаемой из карьера горной массы.

Ключевые слова: карьер, карьерный транспорт, автосамосвал, транспортная берма, грузоподъемность, объемы выемки.

В настоящее время около 80% всего объема горной массы из карьеров перевозится с использованием автомобильного транспорта [7]. При открыто-подземном способе разработки месторождений и использовании карьерных транспортных коммуникаций для доставки руды на поверхность до 100% объема пород подземного рудника транспортируется автосамосвалами. Доставка руды из подземного рудника может осуществляться через перегрузочные пункты, на которых осуществляется перегрузка из средств транспорта подземного рудника в карьерные автосамосвалы, либо транспортировка на поверхность может осуществляться автотранспортом подземного рудника по карьерным автодорогам. Применение карьерного автотранспорта пока остается предпочтительным.

Несмотря на высокие эксплуатационные затраты, использование автомобилей-самосвалов в карьерах, по сравнению с другими видами транспорта, имеет ряд преимуществ [1, 7]: высокая маневренность и подвижность; большие уклоны и малые радиусы закругления дорожных трасс и т.д. С увеличением глубины ведения открытых горных работ и глубины расположения перегрузочных пунктов существенно возрастает транспортная работа. В таких условиях расходы на транспортирование горной массы дости-

гают 40-60% и более от себестоимости добычи полезного ископаемого [1, 2, 3, 6]. Поэтому вопросы выбора и организации эффективной работы карьерного транспорта являются актуальными и их решение в значительной степени, определит эффективность проектов освоения месторождений.

Анализ практического опыта выбора моделей автосамосвалов для работы в карьере показывает [2, 10], что при выборе руководствуются следующими основными факторами: сочетание параметров выемочно-погрузочного и транспортирующего оборудования; стоимость единицы транспортного средства; наличие центров по обслуживанию техники или обучению собственного персонала и др. Такой фактор как габаритные размеры автосамосвала учитывается слабо, однако именно он определяет ширину транспортной бермы, которая, в свою очередь, оказывает влияние на конструкцию борта карьера и соответственно объемы извлекаемой горной массы.

Авторами настоящей статьи были проведены исследования, направленные на определение зависимости изменения объемов извлекаемой горной массы от ширины транспортной бермы для различных моделей автомобилей-самосвалов и классов их грузоподъемности. Анализ рынка спроса на карьерные самосвалы в РФ показал, что наибольшая доля приходится на продукцию автомобильного завода БелАЗ - 94% от общего количества (рис. 1). Среди зарубежных производителей лидерами являются Caterpillar (3%) и Komatsu (2%).

В настоящее время российский рынок карьерных самосвалов насчитывает свыше 9 тыс. автомобилей грузоподъемностью от 30 до 360 т (рис. 2). Распределение карьерных самосвалов зарубежных производителей грузоподъемностью 50-220 т представлено на рис. 3 [5].

В качестве данных для исследования использовались характеристики

БелАЗ 94%

_Bucyrus 1%

\_Caterpilla 1 3%

. Komatsu

2%

Рис. 1. Распределение автосамосвалов на карьерах в РФ по производителям

—--30 т

Рис. 2. Распределение карьерных самосвалов в РФ по грузоподъемности

Komatsu 36%

автосамосвалов Caterpillar, Komatsu, БелАЗ, Hitachi. Исследования производились для следующих классов грузоподъемности:

1. 40-45 т;

2. 90-100 т;

3. 135-140 т;

4. 180-220 т. Наибольшее внимание

в исследованиях уделено автосамосвалам грузоподъемностью до 45 т, в связи с их распространенностью на российском рынке (их доля составляет около 70% от общего числа самосвалов) и автосамосвалам грузоподъемностью 180-220 т в связи с перспективностью данных моделей, обусловленной общей тенденцией рынка -увеличение единичной мощности самосвалов. Данная тенденция имеет экономическое обоснование - при увеличении грузоподъемности со 100 до 300 тонн расходы на транспортировку снижаются на 25%. В настоящее время автомобильный транспорт, при грузоподъемности 220 т и более, может обеспечить практически любую производительность карьера по горной массе - до 200 млн т в год и более [7].

Исходя из габаритных размеров (ширины) карьерных самосвалов различных производителей в одинаковых классах по грузоподъемности, была рассчитана необходимая ширина транспортной бермы в соответствии с требованиями [4, 8]. Результаты расчетов показали, что в зависимости от класса для различных моделей карьерных самосвалов ширина транспортной бермы различается на 5-20%. Изменение ширины транспортной бермы

Рис. 3. Распределение карьерныгх самосвалов иностранных производителей грузоподъемностью (за 1997-2010 гг.)

50-220 т

4. Изменение погоризонтных объе-выемки горной массы по глубине

карьера

на различных этапах разработки месторождения приведет к необходимости изменения конструкции и параметров бортов карьера. При увеличении ширины транспортной бермы и соответствующем уменьшении угла наклона борта карьера потребуется его разнос и увеличение объемов выемки горной массы из карьера.

Для оценки влияния изменения ширины транспортной бермы на объемы вынимаемой горной массы были проведены исследования для условной модели карьера со следующими параметрами: глубина - 420 метров, угол откоса борта 43 градуса, угол откоса нерабочего уступа 65 градусов. Расчеты производились для условий использования автосамосвалов различных моделей при двуполосной схеме движения, обеспечивающей высокую интенсивность работы автотранспорта (рис. 4).

При подсчете затрат на выемку горной массы были приняты усредненные стоимостные показатели по горнодобывающим предприятиям Уральского региона. Результаты расчетов представлены на рис. 5.

Результаты расчета изменения объемов горной массы и затрат на их выемку для различных классов грузоподъемности самосвалов представлены в таблице.

Рис. 5. Изменение затрат на выемку горной массы для различной ширины транспортной бермы от глубины карьера

Таблица

Экономические показатели изменения ширины транспортной бермы в зависимости от грузоподъемности самосвалов

Показатели Класс грузоподъемности самосвалов

40-50т 90-100т 140т 156-172т Свыше 180т

Разница ширины самосвалов, мм 701 350 1015 810 1450

Разница объемов разноса борта, млн м3 3,828 1,913 5,103 5,741 8,293

Дополнительные затраты на разнос борта, млн руб 765,5 382,8 1020 1148 1659

Таким образом, проведенные исследования показывают, что слабый учет габаритных размеров автосамосвалов при выборе техники для перемещения горной массы по карьерным транспортным коммуникациям приводит к реконструкции карьеров с соответствующим увеличением объемов выемки вскрышных пород и увеличению себестоимости добычи полезного ископаемого. С увеличением грузоподъемности самосвалов разница в объемах выемки возрастает. Дополнительные затраты на выполаживание бортов карьера значительно превышают разницу в стоимости самосвалов различных производителей. Таким образом, габаритные размеры автомобилей-самосвалов имеют важнейшее значение при формировании парка карьерной техники на всех этапах использования карьерных транспортных коммуникаций.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Васильев М.В. Транспорт глубоких карьеров. М.: «Недра», 1983. 295 с.

2. Гавришев С.Е., Бурмистров К.В., Кидяев В.А. Использование преимуществ карьерного комбинированного транспорта при открыто-подземной разработке месторождений // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова, 2010. N 3. С. 25-28.

3. Осинцев Н.А. Безопасность транспортно-технологических процессов открытых горных работ: монография. - Магнитогорск: ГОУ ВПО «МГТУ», 2010. - 115 с.

4. СНиП 2.05.07-91* Промышленный транспорт. Госстрой СССР. -М.: ИТП Госстроя СССР, 1992; с изм. от 05.03.1996.

5. Информационно-аналитический портал «Горное дело» [Электронный ресурс]. URL http://www.gornoe-delo.ru

6. Цыганов A.B., Осинцев H.A., Гавришев С.Е., Рахмангулов А.Н. Формирование технологических схем безопасной работы карьеров: монография. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2014. - 167 с.

7. Карьерный автотранспорт: состояние и перспективы / Мариев П. Л., Кулешов А. А., Егоров А. Н., Зырянов И. В. - СПб: Наука, 2004. - 429 с.

8. СП 37.13330.2012. Промышленный транспорт. М.: 2012 (актуализированная редакция СНиП 2.05.07-91*)

9. Гавришев С.Е., Бурмистров К.В., Колонюк A.A. Интенсивность формирования рабочей зоны глубоких карьеров: монография. Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2012. -189 с.

10. Бурмистров К.В., Кидяев В.А., Томилина Н.Г., Гавришев С.Е. Применение ресурсосберегающих технологических схем транспортирования горной массы на заключительных этапах открытых горных работ // Современные проблемы транспортного комплекса России, 2013. N 3. С. 168-179. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Бурмистров Константин Владимирович - кандидат технических наук, доцент, burmistrov_kv@mail.ru,

Кольга Анатолий Дмитриевич - доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой, kad-55@magtu.ru,

Осинцев Никита Анатольевич - кандидат технических наук, доцент, osintsev@magtu.ru,

Шакшакпаев Арман Николаевич - аспирант, wanderer56@ya.ru, Бурмистрова Ирина Сергеевна - магистрант, burmistrova_is@mail.ru, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова.

UDC 622.61:622.3

JUSTIFICATION OF PARAMETERS OPEN PIT TRANSPORT COMMUNICATION AT VARIOUS STAGES OF DEVELOPMENT DEPOSIT

Burmistrov Konstantin Vladimirovich, C.Sc. (Eng.), Associate professor, Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, burmistrov_kv@mail.ru, Kolga Anatoly Dmitrievich, Doctor. tehn. Sciences (Eng.), professor, Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, kad-55@magtu.ru,

Osintsev Nikita Anatolievich, C.Sc. (Eng.), Associate professor, Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, osintsev@magtu.ru, Shakshakpaev Arman Nikolaevich, postgraduate, Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, wanderer56@ya.ru,

Burmistrova Irina Sergeevna, undergraduate, Nosov Magnitogorsk State Technical University, Russia, burmistrova_is@mail.ru.

The article deals with the problem of choosing the dump trucks for different periods of open pit mine. The influence of the width of the berm on the transport options pit walls and the amount recoverable from the quarry rock.

Key words: open pit mine, mining transport, dump truck, transport area, carrying capacity, volumes of overburden.

REFERENCES

1. Vasil'ev M.V. Transport glubokih kar'erov (Transport of deep pits). Moscow: «Ne-dra», 1983. 295 p.

2. Gavrishev S.E., Burmistrov K.V., Kidjaev V.A. ispol'zovanie preimushhestv kar'er-nogo kombinirovannogo transporta pri otkryto-podzemnoj razrabotke mestorozhdenij (Use advantage of the career combined transport in open-underground mining)// Vestnik Magni-togorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova, 2010. No 3. pp. 25-28.

3. Osincev N.A. Bezopasnost' transportno-tehnologicheskih processov otkrytyh gornyh rabot (Safety of transport and technological processes of open cast mining): mono-grafija. Magnitogorsk: GOU VPO «MGTU», 2010. 115 p.

4. SNiP 2.05.07-91* Promyshlennyj transport. Gosstroj SSSR. - M.: ITP Gosstroja SSSR, 1992; s izm. ot 05.03.1996.

5. Informacionno-analiticheskij portal «Gornoe delo» [Jelektronnyj resurs]. URL http://www.gornoe-delo.ru

6. Cyganov A.V., Osincev N.A., Gavrishev S.E., Rahmangulov A.N. Formirovanie tehnologicheskih shem bezopasnoj raboty kar'erov (Construction of technological schemes for the safe operation of quarries): monografija. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2014. 167 p.

7. Karernyj avtotransport: sostojanie i perspektivy (Career vehicles: Status and Prospects) / Mariev P. L., Kuleshov A. A., Egorov A. N., Zyrjanov I. V. SPb: Nauka, 2004. 429 p.

8. SP 37.13330.2012. Promyshlennyj transport. M.: 2012 (aktualizirovannaja re-dakcija SNiP 2.05.07-91*)

9. Gavrishev S.E., Burmistrov K.V., Kolonjuk A.A. Intensivnost' formirovanija rabo-chej zony glubokih kar'erov (The intensity of construction working area of deep pits): monografija. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2012. 189 p.

10. Burmistrov K.V., Kidjaev V.A., Tomilina N.G., Gavrishev S.E. Primenenie resur-sosberegajushhih tehnologicheskih shem transportirovanija gornoj massy na zakljuchitel'nyh jetapah otkrytyh gornyh rabot (The use of resource flow transportation technological schemes in the final stages of open cast mining) // Sovremennye problemy transportnogo kompleksa Rossii, 2013. No 3. pp. 168-179.

© И.В. Соколов, И.В. Никитин, 2015

УДК 622.371

И.В. Соколов, И.В. Никитин

КОНСТРУИРОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНЬХ ВАРИАНТОВ ВСКРЫТИЯ ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ КИМБЕРДИТОВОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Сконструированы рациональные варианты вскрытия подкарьерных запасов при комбинированной разработке кимберлитового месторождения рудником производственной мощностью 1 млн. т руды в год. Наибольшая эффективность достигается комбинацией типов и мест заложения главных вскрывающих выработок и оптимизацией шага вскрытия. Ключевые слова: кимберлитовая трубка, комбинированная геотехнология, способ вскрытия, схема вскрытия, конструирование, технико-экономическое сравнение, дисконтированные затраты.

Кимберлитовая трубка «Зарница» находится на площади Долдынского кимберлитового поля в Западной Якутии. Месторождение представляет собой вертикально залегающее (8590°) рудное тело цилиндрической формы средним диаметром 310 м. Плотность руды в массиве - 2,5 т/м3. Промышленная отработка трубки началась открытым способом в 1999 г., окончание запланировано на 2020 г. Проектная глубина карьера 200 м. Доработку месторождения предполагается вести подземным способом до глубины разведанных запасов 700 м.

Эффективность освоения подземных запасов во многом зависит от правильного выбора способа и схемы (варианта) вскрытия [1]. В практике проектирования горных предприятий наиболее известным и широко применяемым методом решения оптимизационных задач является технико-экономическое сравнение вариантов, по каждому из которых для заданных условий рассчитываются основные показатели и величина принятого критерия эффективности.

Сравнение вариантов по критериям, не учитывающим временной фактор (приведённые затраты, прибыль), не в полной мере отвечают условию оптимальности, так как не позволяет соизмерить затраты в динамике развития горного производства. С другой стороны, ЧДД включает в себя показатели (доход от реа-

лизации продукции, эксплуатационные затраты на освоение месторождения), напрямую не связанные со вскрытием, что для сравнения вариантов вскрытия представляется излишним, поскольку при равной производственной мощности и технологии отработки они будут абсолютно одинаковыми и на выбор варианта влияния не окажут [2]. Следовательно, эффективность вариантов вскрытия, целесообразно оценивать по критерию минимума дисконтированных затрат (ДЗ), получаемых путем суммирования разновременных капитальных и эксплуатационных затрат [2] на обеспечение доступа к полезному ископаемому и выдачу его на поверхность.

Математическое описание целевой функции Ä3i имеет вид:

T T

Е Kit Е Эи

„о t=1 ltc t=1 э

ДЗ. = —-j- + —-т- ^ min,

1 (1 + E)^ (1 + E) ^

где Тс - продолжительность строительства рудника, лет;Кс - капитальные затраты на вскрытие по 1-му варианту вскрытия в ^-ом году строительства рудника, руб./год; tc — год вложения капитальных затрат в строительство рудника; E - норма дисконта, доли ед. Для разработки рудных и нерудных месторождений принимается E = 0,1; Тэ - продолжительность отработки подземных запасов, лет; Э№э - эксплуатационные затраты на поддержание горнокапитальных выработок, на подъем и транспортирование руды по 1-му варианту вскрытия на ^-ом году эксплуатации рудника, руб./год; t3 — год несения эксплуатационных затрат на отработку месторождения.

Для условий последовательной схемы комбинированной разработки кимберлитового месторождения были сконструированы следующие альтернативные варианты вскрытия подкарьерных запасов исходя из производственной мощности рудника 1 млн т руды в год:

Вариант 1. Многоэтажное вскрытие вертикальным стволом с

поверхности. Вскрытие месторождения производится очередями.

В первую очередь осуществляется строительство скипового ствола

S=48,6 м для выдачи рудной массы и отработанного воздуха,

вентиляционно-вспомогательного ствола S=62,4 м для спуска и

подъема людей, материалов, самоходного оборудования (СО) и

подачи свежего воздуха, этажных квершлагов и штреков S=13,4 22 м , комплекса выработок концентрационного горизонта S=9,6 м

с дробильно-дозаторной установкой, башенного копра на поверхности за пределами зоны возможного сдвижения массива горных пород (рис. 1). Проходка горных выработок производится буровзрывным способом. Шаг вскрытия - многоэтажный. Подъем руды на поверхность производится по стволу в двух скипах общей грузоподъемностью 50 т, внутрирудничный транспорт руды по концентрационному горизонту - электровозами КА25 в вагонетках емкостью 8 м3, доставка руды по эксплуатационным горизонтам до рудоспусков - ПДМ типа 5ап^1к ЬН 306. Перемещение самоходного оборудования между горизонтами осуществляется по участковым наклонным съездам. Во вторую и третью очереди производится углубка скипового и вспомогательного стволов, схема вскрытия и транспорта рудной массы остается без изменений. Шаг вскрытия - многоэтажный.

Вариант 2. Одноэтажное вскрытие автотранспортным уклоном из карьера. В первую очередь осуществляется строительство автоуклона 5=18,3 м2 из карьера [¡=8° для выдачи руды и отработанного воздуха, вспомогательного наклонного съезда 5=17,6 м2 с поверхности [¡=12° для спуска и подъема людей, материалов, СО и подачи свежего воздуха, заездов на этажи и штреков 5=15,3 м2. Шаг вскрытия - одноэтажный (рис. 2). Транспортирование руды по эксплуатационному горизонту и автоуклону в карьер производится автосамосвалами типа 5апё^к ТН 550, на поверхность - по карьерным съездам автосамосвалами типа БелАЗ 75810. Перегрузочный

Рис. 1. Конструктивная схема варианта вскрытия 1

пункт оборудуется на нижнем уступе карьера, применяется экскаватор типа КАТО Н0512К. Доставка руды до мест погрузки в подземные автосамосвалы осуществляется ПДМ типа 5апд^к ЬН 514. В последующие очереди вскрывающие выработки углубляются. Схема вскрытия и транспорта рудной массы остается без изменений. Шаг вскрытия -одноэтажный.

Вариант 3. Многоэтажное вскрытие автотранспортным уклоном из карьера в сочетании с вертикальным стволом с поверхности. В первую очередь осуществляется строительство автоуклона 5= 18,3 м из карьера в=8° для выдачи руды и отработанного воздуха, вспомогательного наклонного съезда 5=17,6 м с поверхности в=12° для спуска и подъема людей, материалов, СО и подачи свежего воздуха, заездов на этажи и штреков 5=15,3 м2. Шаг вскрытия - многоэтажный (рис. 3). Транспортирование руды по эксплуатационному горизонту и автоуклону в карьер производится автосамосвалами типа 5ап^1к ТН 550, на поверхность - по карьерным съездам автосамосвалами типа БелАЗ 75810. Перегрузочный пункт оборудуется на нижнем уступе карьера. Доставка руды до мест погрузки в подземные автосамосвалы осуществляется ПДМ типа 5апё^к ЬН 514.

Во второю и третью очереди осуществляется строительство скипового ствола 5=48,6 м2 для выдачи рудной массы и отработанного воздуха, этажных квершлагов, заездов и штреков 5=13,4 м2,

вскрытия 2

комплекса выработок концентрационного горизонта 5=9,6 м2 с дро-бильно-дозаторной установкой, башенного копра на поверхности, а также углубка вспомогательного наклонного сьезда 5=18,3 м2 с в=12° для спуска и подьема людей, материалов, СО и подачи свежего воздуха. Шаг вскрытия -многоэтажный. Подъем руды на поверхность производится по стволу в двух скипах обшей грузоподъемностью 50 т, внутрирудничный транспорт руды по концентрационному горизонту - электровозами КА25 в вагонетках емкостью 8 м , доставка руды по эксплуатационным горизонтам до рудоспусков - ПДМ типа 5апв^к ЬИ 306

Для всех вариантов вскрытия приняты одинаковыми: высота этажа 80м, нагнетательный способ проветривания, этаж-но(подэтажно)-камерная система разработки с закладкой выработанного пространства, показатели извлечения полезного ископаемого (потери - 4%, разубоживание - 8%). Скорости проходки горных выработок, удельные капитальные и эксплуатационные затраты принимались по аналогии с действуюшими предприятиями (рудники «Мир», «Интернациональный») или по проектным данным (рудник «Удачный»). Дисконтирование затрат проводилось для условий стабильной экономики при норме дисконта 6 % [3].

Результаты расчётов, полученные в процессе экономико-математического моделирования, представлены в табл. 1.

Анализ результатов моделирования показал, что наибольшая эффективность вскрытия подкарьерных запасов кимберлитового месторождения «Зарница» обеспечивается вариантом 3, в основе которого лежит оптимальное сочетание типов и мест заложения главных вскрываюших выработок на различных этапах освоения

вскрытия 3

3

Таблица 1

Расчет дисконтированных затрат и срока ввода рудника в эксплуатацию по вариантам вскрытия

Наименование Шаг вскр м Число этажей в шаге, шт. Вскр. запасы, тыс. т Объем ГКР,тыс. м3 Длина транспорт, руды, м Высота подъема руды, м Про-долж. стр-ва, лет Про-долж. отр-ки, лет Кап. затраты, млн. руб. Экспл. затраты, млн. руб. Срок ввода, лет Дисконт, затраты, млн. руб.

Вариант 1 160 2 15088 129 469 440 6,0 15,6 1825 443 5,3 2226

160 2 15088 67 483 600 3,3 15,6 871 575

180 2 16973 70 497 780 3,6 15,9 889 724

Вариант 2 80 1 7544 71 177 2957 2,2 7,8 462 465 2,2 1997

80 1 7544 35 170 3532 0,8 7,8 226 602

80 1 7544 35 163 4107 0,8 7,8 226 739

80 1 7544 35 156 4682 0,8 7,8 226 877

80 1 7544 35 149 5257 0,8 7,8 226 1014

100 1 9429 40 142 5975 1,2 8,1 266 1478

Вариант 3 160 2 15088 104 170 3532 3,0 15,6 682 1189 2,2 1872

160 2 15088 93 483 600 5,0 15,6 1270 571

180 2 16973 74 497 780 3,3 15,9 670 804

месторождения, что позволяет добиться снижения капитальных и эксплуатационных затрат и сокрашения сроков ввода подземного рудника в эксплуатацию.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Систематизация и экономико-математическое моделирование вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений. — Горный журнал. - 2012. -№ 1. - С. 67 - 71.

2. Гавришев С.Е., Калмыков В.Н., Бурмистров К.В., Томилина Н.Г., Заляднов В.Ю. Оценка эффективности схем вскрытия законтурных запасов с применением карьерных подъемников. Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. - 2014, — № 1 (45). -С. 7 - 12. ВШИ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Соколов Игорь Владимирович — доктор техническтх наук, заведуюший лабораторией,

Никитин Игорь Владимирович — научный сотрудник, горный инженер, ИГД УрО РАН.

UDC 622.371

DESIGNING RATIONAL VARIANTS OF UNDERLYING RESERVES DEVELOPMENT OF THE KIMBERLITE DEPOSIT

Sokolov Igor Vladimirovich, the head of the laboratory of underground geotech-nology the Institute of Mining UB RAS, doctor of technical sciences, Russia, Nikitin Igor Vladimirovich, research worker of the laboratory of underground geo-technology the Institute of Mining UB RAS, mining engineer, Russia.

Rational variants of underlying reserves development are designed by combined mining the kimberlite deposit with a mine having a 1 ton of ore per a year production output. The greatest efficiency is reached by the combination of main workings' types and location and their driving as well as by the step of development.

Key words: kimberlite tube, combined geo-technology, mining system, scheme of development, designing, technical and economic comparison, discounted costs.

REFERENCES

1. Sokolov I.V., Antipin Ju.G. Sistematizacija i jekonomiko-matematicheskoe modeli-rovanie variantov vskrytija podzemnyh zapasov pri kombinirovannoj razrabotke mestorozhdenij (Systematization and economic-mathematical modeling options for opening underground reserves at combined mining) // Gornyj zhurnal. 2012. No 1. pp. 67-71.

2. Gavrishev S.E., Kalmykov V.N., Burmistrov K.V., Tomilina N.G., Zaljadnov V.Ju. Ocenka jeffektivnosti shem vskrytija zakonturnyh zapasov s primeneniem karernyh podem-nikov (Assessment of the efficacy of the opening edge of the stock with the use of pit lifts) // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova. 2014. No 1. pp. 7-12.

© М.С. Танков, Е.А. Иванчин, 2015

УЛК 622.371.023:622.28

М.С. Танков, Е.А. Иванчин

ПРИМЕНЕНИЕ ГЕОМЕХАНИЧЕСКОЙ КЛАССИФИКАЦИИ УСТОЙЧИВОСТИ МАССИВА ПРИ ВЫБОРЕ КРЕПИ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ ТРУБКИ «УДАЧНАЯ»

Дополнена схема определения рейтинга руд и пород по критерию устойчивости, а также параметры схем крепления подготовительных и нарезных выработок, учитывая некоторые дополнительные параметры: напряженно-деформированное состояние массива и сейсмическое воздействие массовых взрывов при ведении очистных работ.

Ключевые слова: устойчивость пород, кимберлитовое месторождение, геомеханическая классификация пород, многолетнемерзлые породы.

Выбор вида и конструкции крепи определяется устойчивостью массива пород, окружающего выработку. Оценка устойчивости пород заключается в прогнозе их поведения при обнажении в процессе проходки и поддержания выработок.

В мировой практике на стадии проектирования, когда нет фактических данных об устойчивости горных пород при проведении выработок, основой для выбора способа поддержания выработок служит геомеханическая классификация массивов горных пород, в которой устойчивость массива оценивают в баллах.

В качестве геомеханической классификации массива кимберлитов и вмещающих пород месторождения «Удачное» правомерно использовать рейтинговый критерий устойчивости массива (НМН), разработанный профессором З.Т. Бенявски.

Данная классификации учитывает такие параметры, как прочность пород на одноосное сжатие, величину выхода керна (НОЭ), расстояние между трещинами, направление трещин, условия трещиноватости и подземных вод.

При использовании этой классификации, массив горных пород разделяется на несколько структурных областей, и каждая область имеет свой рейтинговый показатель. Обычно эти границы совпадают с основными геологическими структурами, отдельными тектоническими нарушениями, или характеризуются изменением типов пород.

Предложенная схема определения рейтинга руд и пород по критерию устойчивости, а также параметры схем крепления подготовительных и нарезных выработок опробованы на многих рудниках, как в Российской Федерации, так и за рубежом, и могут считаться достаточно достоверными.

При оценке устойчивости обнаженной поверхности массива в подготовительно-нарезных выработках на месторождении «Удачное» не учитывают их смерзаемость, в связи с тем, что они будут пройдены ниже границы многолетнемерзлых пород [1].

В связи с применением систем разработки принудительного обрушения, при оценке устойчивости кимберлитов и вмешаюших пород следует также учитывать следуюшие дополнительные параметры: напряженно-деформированное состояние массива и сейсмическое воздействие массовых взрывов при ведении очистных работ.

Кроме того, оценку устойчивости кимберлитов и вмешаюших пород следует вести в зависимости от способа проходки и качества пройденной выработки, так как проведение выработок по вмешаюшим породам будет осушествляться буровзрывным методом, по руде - комбайновым [2].

Для уточнения классификации, связанной с особенностями применяемой технологии на месторождении «Удачное», были добавлены поправочные коэффициенты, учитываюшие дополнительные воздействия на массив в процессе ведения очистных и проходческих работ: учитываюшие сейсмическое воздействие массовых взрывов, влияние очистных работ, воздействие взрывных работ при проходке выработок.

Кимберлит имеет специфическую особенность - склонность к выветриванию. Во избежание разрушения кимберлито-вого массива при взаимодействии с водой и кислородом все обнаженные кимберлитовые поверхности необходимо покрывать зашитным покрытием - набрызгбетоном либо полимерным составом.

Решение о применении того или иного типа крепления определяется по номограмме, созданной на основе геомеханической классификации О норвежским ученым Н. Бартоном [3].

С учетом корреляционной зависимости () между О и НМН, представленного на рисунке 1 возможно применение данной номограммы при определении вида и параметров крепления на основе суммарного рейтинга устойчивости НМН и соответствуюших поправок.

Номограмма представляет собой график, построенный в координатах «Рейтинг устойчивости массива горных пород О (НМН)» (ось X) - «отношение пролета обнажения выработки к коэффициенту ЕБН» (ось У) и разделенный на сектора, соответствующие определенному типу крепи. Каждому сектору соответствует свой диаметр опорной плиты анкера, значение которого указано в миллиметрах на границах секторов. На кривой и на оси абсцисс нанесены значения шага установки крепи, измеряемые в метрах.

Бартон, Ёиен и Ёюнд предложили использовать отношение пролета выработки к коэффициенту необходимого времени устойчивости крепления ЕБН.

ЕБН - коэффициент, относящийся к характеру использования выработки и времени, необходимому для обеспечения устойчивости обнажения. В табл. 1 приведены значения показателя ЕБН по категориям выработок.

Рейтинг массива горных пород О = ^Р х & х ^

Рис. 1. Методика выбора крепи подземных выработок: 1 - без крепления; 2 - выборочное крепление анкерами; 3 - систематическое крепление анкерами; 4 - систематическое крепление анкерами + набрызг-бетон 4-10см; 5 - анкера + металлическая сетка + набрызг-бетон 5-9 см; 6 — анкера + металлическая сетка + набрызг-бетон 9-12 см; 7 — анкера + металлическая сетка + набрызг-бетон 12-15 см; 8 - анкера + металлическая сетка + на-брызг-бетон >15 см или металлические арки; 9 - бетонная крепь

Таблица 1

Показатель ESR по категориям выработок

ESR Категория выработок

3-5 Временные выработки

1,6 Подготовительные, нарезные, разведочные и иные выработки долгого времени сушествования. Водосборные выработки (исключая высоконапорные хранилиша),

1,3 Вскрываюшие выработки, основные транспортные выработки, камеры околоствольного двора, камеры-хранилиша

1,0 Электростанции, откаточные выработки, порталы, сопряжения

о.1 1 я in? ю1 ю*

Время стояния, ч

Рис. 2. Зависимость времени стояния от пролета обнажения и класса горного массива: I - весьма устойчивые породы; II - устойчивые породы; III - средне устойчивые породы; IV - неустойчивые породы; V - весьма неустойчивые породы

Для того чтобы выбрать крепление выработки необходимо провести прямую по оси Y от получившегося значения рейтинга устойчивости пород RMR. Затем следует провести до пересечения с этой прямой горизонталь, соответствующую отношению пролета выработки к коэффициенту ESR.

Точка пересечения линий укажет сектор, соответствующий требуемому типу крепления выработки, а вертикаль, восстанов-

ленная на кривую в верхней или нижней части номограммы - шаг установки крепи с использованием набрызгбетонирования и без использования набрызгбетона.

Пролет большинства подготовительно-нарезных выработок на «Удачном» месторождении составляет 4,7 м [2]. На основе номограмма, представленной на рис. 1 при пролете обнажения выработки равном 4,7 м и критерий ESR-1,6 была составлена карта выбора крепи в зависимости от класса горного массива для подготовительных и нарезных выработок «Удачного» месторождения.

Допустимое время обнажения пород без крепления для выработок с различным значением пролета определяется по номограмме, представленной на рис. 2 [4].

На основе данной номограммы с учетом скорости проходки, пролета обнажения кровли и рейтинга устойчивости массива горных пород (RMR) выработки можно определить допустимое расстояние незакрепленного участка массива выработки от забоя.

Следует учитывать, что приведенная классификация является предварительной, и требует последующей проверки и уточнения при проведении опытно-промышленных испытаний по креплению подготовительных и нарезных выработок с помощью соответствующих натурных исследований и последующей инженерной обработки полученных результатов.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Отчет Амакинской экспедиции «Подсчет запасов алмазов по трубке «Удачная» 1972.

2. Технологический регламент для проекта «Отработка запасов трубки «Удачная» АК «Алроса» в отм. -260/-380м». - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2010.

3. Brady B.H.G. Brown E. T. Rock mechanics for underground mining. 2010.

4. Bieniawski Z.T. Engineering rock mass classitcations. 1989. ИВ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Танков Максим Сергеевич - заведующий лабораторией геотехнологии и горных технологических процессов ОАО «Уралмеханобр», umbr@umbr.ru.

Иванчин Евгений Анатольевич - зав. сектором отдела горной науки ОАО «Уралмеханобр», umbr@umbr.ru.

UDC 622.371.023:622.28

APPLICATION OF MASS STABILITY CLASSIFICATION GEOMECHANI-CAL BY SELECTING CREPE WORKING IN THE TUBE «UDACHNAY»

Tankov M.S., Head of the Laboratory of Biotechnology and geomechanics, umbr@umbr.ru, Russia,

Ivanchin E.A., Head the Department of mining science "Uralmekhanobr"

Supplemented scheme ranking ores and rocks on the criterion of sustainability, as well as the parameters of the circuit and threaded fastening of development workings, given some additional parameters: the stress-strain state of the seismic action and mass explosions in the management of sewage treatment works.

Key words: stability of rocks, kimberlites, geomechanical classification of rocks, permafrost.

REFERENCES

1. Otchet Amakinskoj jekspedicii «Podschet zapasov almazov po trubke «Udachnaja» (Report Amakinskoy expedition «Counting diamond reserves in the tube «Successful»), 1972.

2. Tehnologicheskij reglament dlja proekta «Otrabotka zapasov trubki «Udachnaja» AK «Alrosa» v otm. -260/-380m» (The Technical Specifications for the «mining of tubes» successful «Airosa» in elevation -260 / -380 m). Ekaterinburg: IGD UrO RAN, 2010.

3. Brady B.H.G. Brown E.T. Rock mechanics for underground mining. 2010.

4. Bieniawski Z.T. Engineering rock mass classitcations. 1989.

© В.Н. Калмыков, С.С. Неугомонов, М.В. Котик, 2015

УДК 622.235.527

В.Н. Калмыков, С.С. Неугомонов, М.В. Котик

СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ВЗРЫВА ЗАРЯДОВ ЭМУЛЬСИОННОГО И ГРАНУЛИРОВАННОГО ВВ

Приведены результаты исследований величины выделяемой энергии взрывов зарядов различных типов взрывчатых веществ при отбойке камерных запасов руды.

Ключевые слова: энергия взрыва, буровзрывные работы, сейсмика.

С понижением глубины разработки, согласно исследованиям [1], имеет место ухудшение показателей отбойки руд в очистных камерах. В условиях высокого горного давления рациональным способом повышения качества БВР является увеличение удельного расхода ВВ путем соответствуюшей корректировки расстояний между зарядами и линии наименьшего сопротивления или переход на взрывчатые вешества с большей работоспособностью.

В настояшее время при отбойке руды на подземном руднике ОАО «Гайский ГОК» в рамках опытно-промышленных испытаний применяется эмульсионное ВВ (ЭВВ) типа «Сабтек» [2]. Для установления эффективности применения ЭВВ «Сабтек» на очистных работах в условиях Гайского рудника были проведены исследования по определению энергетических параметров взрывной отбойки руд.

Исследования проводились на участках добычных работ гор. 910-990 м. Гайского месторождения при отбойке запасов в очистных камерах.

В ходе проведения промышленных исследований были выполнены серии инструментальных замеров сейсмических колебаний массива при массовых взрывах с использованием ЭВВ «Саб-тек» и гранулированного аммиачно-селитренного ВВ (АСВВ) «Граммонит ТММ» при одинаковых условиях взрывания.

Рис. 1. Схема крепления геофона к стенке выработки

Для оценки энергетических характеристик взрыва использовались положения теории подобия и инженерной сейсмики [3, 4], согласно которым величины массовых скоростей и напряжений в точках на определенном расстоянии от заряда пропорциональны его массе. Энергия взрыва оценивалась по скорости колебания грунта [4].

Инструментальное определение скорости колебания грунта производилось при помощи регистратора вибраций и избыточного давления Instantel Minimate Pro 6 и регистратора сейсмического цифрового (сейсмостанция) ZET-048E. Для получения данных о скорости смещения при производстве массовых взрывов на определенном расстоянии (r) от места взрыва в выработках размещались сейсмоприемники (геофоны). Для повышения качества регистрации сейсмических колебаний, сейсморегистрирующие датчики располагались на опорах, закрепленных в бортах выработки (рис. 1.) в районе производства массового взрыва.

Трехкомпонентными датчиками фиксируются продольные (x, мм/с), тангенциальные (у, мм/с) и вертикальные (z, мм/с) колебания. По полученным данным скоростей колебания вычисляется полный вектор скорости колебания грунта и фактический коэффициент грунтовых условий, на основании которых производится оценка относительной энергии взрыва исследуемых взрывчатых материалов.

Относительная энергия взрыва определяется по формуле:

E=

Q

TNT ЭВВ

Q

TNT АСВВ

^ТТя л ^TTR / е

,АСВВ

(1)

01141 /~\141

ЭВВ и &АСВВ — масса эквивалентных зарядов, соответственно для ЭВВ и АСВВ, кг; г — расстояние от места взрыва до точки регистрации сигнала, м; евв — тротиловый эквивалент, соответственно, для ЭВВ и АСВВ.

На рис. 2 для примера показаны места размещения сейсморе-гистрирующих датчиков и места взрыва, на рис. 3. - пример полученных осциллограмм взрыва.

Рис. 2. Участок гор. 910 м с указанием мест регистрации и производства взрыва

взрыше

Величины зафиксированных скоростей колебаний грунта по компонентам, полученные в результате проведенных инструментальных измерений, приведены в табл. 1.

Величины полного вектора скоростей и соответствуюшие им расчетные коэффициенты грунтовых условий, а так же параметры буровзрывных работ, приведены в сводной табл. 2. По полученным данным произведен пересчет масс зарядов и оценка относительной энергии взрывчатых материалов.

Таблица 1

Скорости колебания грунта по компонентам

Тип ВВ Скорость колебания грунта по соответствующим компонентам, мм/с

Продольная (х) Тангенциальная (у) Вертикальная (7)

При взрыве камеры К-91-11

Сабтек 10,2 29,4 72,1

42,9 52,2 23,3

При взрыве камеры К-91-136

Сабтек 5,48 44,36 97,18

При взрыве камеры К-99-11

Гр. ТММ 5,20 27,4 53,7

При взрыве камеры К-99-3

Гр. ТММ 12,58 34,23 81,84

50,0 10,97 103,6

При взрыве камеры К-99-3

Сабтек 51,94 32,72 77,3

Таблица 2

Сводная таблица параметров сейсмических колебаний

Параметры Место проведения взрывных работ

К 91-11 К 91- К 99- К 99-3 К-99-3

136 11

Скорость колебания 78,5 71,5 106,93 60,5 89,61 115,55 106,93

грунта, мм/с

Расстояние от места 95,1 98,1 81,7 110,7 84,5 72,8 74,3

регистрации до места

производства ВР, м

Масса зарядов в од- 1400 1400 815 1755 1800 1800 2000

ной группе, кг

Фактическое значе- 5,4 5,2 7,8 4,8 4,4 4,5 4,0

ние коэффициента Ку, м/с

Масса заряда, полу- 1400 1400 1393 1733 1778 1778 1382

ченная путем пере-

счета величины при-

веденного расстоя-

ния для расстояния 98,1 м, кг

Относительная энергия взрыва по средним значениям масс зарядов, полученных путем пересчета для каждого типа ВВ, составит: 1400/1778=0,79.

На основании полученных результатов можно судить о том, что при взрыве ЭВВ «Сабтек» выделяется больше энергии в 1 / 0,79 = 1,27 раза, чем при взрыве граммонита ТММ.

Согласно характеристикам, применяемых ВВ коэффициент относительной работоспособности для Граммонита ТММ составляет - 0,92, для ЭВВ «Сабтэк» - 0,9 в тротиловом эквиваленте. Таким образом, граммонит ТММ является более мощным взрывчатым веществом. Фактически взрыв зарядов ЭВВ «Сабтек» оказывается мощнее, чем при использовании Граммонита ТММ. Это может быть объяснено тем, что в процессе заряжания и формирования колонки заряда в скважине получаемая плотность при использовании ЭВВ более стабильна, чем при зарядке гранулированными ВВ, тем самым обеспечивается лучшая передача детонации и выделение большего количества энергии.

Кроме измерений сейсмических колебаний взрывов проведена оценка качества отбойки руды путем определения крупности кусков рудной массы в погрузочных заездах очистных камер методом фотопланиметрии.

В результате обработки снятых фотопланограмм установлен фракционный состав отбитой рудной массы при использовании гранулированного и эмульсионного ВВ (табл. 3, 4).

Анализ фракционного состава отбитой руды показал, что в результате отбойки с использованием ЭВВ «Сабтек» преобладающий размер отбитого куска руды составляет менее 500 мм, при использовании граммонита ТММ - менее 750 мм. Выход негабарита по сравниваемым типам ВВ также составил 5,65 и 5,85 % соответственно. Полученные результаты позволяют сделать вывод о том, что с точки зрения фракционного состава при использовании ЭВВ «Сабтек» наблюдается улучшение качества подготовки рудной

Таблица 3

Выход фракций отбитой руды с использованием ЭВВ «Сабтэк»

Выход рудной массы (%) по ф ракииям, мм Диаметр среднего куска, мм Выход негабарита, %

до 50 50100 100250 250500 500750 7501000 Свыше 1000

10,82 17,63 32,48 22,2 7,47 3,75 5,65 437 5,65

Таблица 4

Выход фракций отбитой руды с использованием граммонита ТММ

Выход рудной массы (%) по ф )ракпиям, мм Диаметр среднего куска, мм Выход негабарита, %

до 50 50100 100250 250500 500750 7501000 Свыше 1000

12,02 27,98 10,47 14,14 17,57 11,97 5,85 499 5,85

массы, уменьшается средний размер отбитого куска и выход негабарита. Использование эмульсионного ВВ по результатам сравнительных расчетов позволяет снизить себестоимость отбойки 1 м3 руды более чем на 15% по сравнению с применяемым ВВ типа «Граммонит ТММ».

Таким образом, по энергетическим характеристикам, производительности рабочих, величине основных материальных и трудовых затрат, условиям работы персонала, качеству дробления руды, использование ЭВВ «Сабтек» является более эффективным по сравнению с применяемым на руднике гранулированным ВВ, а также позволяет значительно повысить безопасность процессов хранения, транспортирования и заряжания при подготовке и проведении массовых взрывов.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Калмыков В.Н., Неугомонов С.С., Котик М.В. и др. О влиянии глубины разработки на параметры отбойки руд на примере Гайского месторождения / В.Н. Калмыков, С.С. Неугомонов, М.В. Котик, A.A. Ахметов, П.Г. Попов / Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России. Выпуск 1: Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). Отдельные статьи (специальный выпуск). -2014. №10. С. 79-85. М.: изд-во «Горная книга».

2. Лаптев М.В., Попов П.Г. Внедрение эмульсионного взрывчатого вещества «Сабтек» на подземных горных работах ОАО «Гайский ГОК» / М.В. Лаптев, П.Г. Попов / Создание высокоэффективных производств на предприятиях горно-металлургического комплекса. Материалы международной научно-практической конференции. - Е.: Уральский рабочий, 2013.

3. Покровский Г. И. Взрыв. - М.: Недра, 1980. - 190 с.

4. Садовский М.А. Простейшие приемы определения сейсмической опасности массовых взрывов. / М. А. Садовский. - М., 1976. ШИЗ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Калмыков Вячеслав Николаевич - доктор технических наук, профессор кафедры подземной разработки месторождений полезных ископаемых prmpi@magtu.ru,

Неугомонов Сергей Сергеевич - кандидат технических наук, доцент кафедры подземной разработки месторождений полезных ископаемых, prmpi@magtu.ruprmpi@magtu.ru,

Котик Максим Вадимович - аспирант кафедры подземной разработки месторождений полезных ископаемых, prmpi@magtu.ru Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова

UDC 622.235.527

COMPARATIVE ASSESSMENT OF ENERGY PARAMETERS EXPLOSION OF A CHARGE EMULSION AND GRANULAR EXPLOSIVES

Kalmykov Viycheslav Nikolaevich - Doctor of Technical Sciences, Professor, Magnitogorsk state technical University, Russia,

Neugomonov Sergey Sergeevich - Candidate of Technical Sciences, Associate Professor, Magnitogorsk state technical University, Russia,

Kotik Maksim Vadimovih - Post Graduate, Magnitogorsk state technical University, Russia.

The results of investigations of the released energy blasts charges of different types of explosives chamber at breaking of ore reserves.

Keywords: energy of the explosion, blasting, seismic.

REFERENCES

1. Kalmykov V.N., Neugomonov S.S., Kotik M.V. i dr. O vlijanii glubiny razrabotki na parametry otbojki rud na primere Gajskogo mestorozhdenija (The influence of the depth of the development of the parameters of breaking ore on the example of Gai deposits) / V.N. Kalmykov, S.S. Neugomonov, M.V. Kotik, A.A. Ahmetov, P.G. Popov / Uslovija ustojchi-vogo funkcionirovanija mineral'no-syr'evogo kompleksa Rossii. Vypusk 1: Gornyj informa-cionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). Otdel'nye stat'i (special'nyj vypusk). 2014. No 10. pp. 79-85. Moscow: izd-vo «Gornaja kniga».

2. Laptev M.V., Popov P.G. Vnedrenie jemul'sionnogo vzryvchatogo veshhestva «Sab-tek» na podzemnyh gornyh rabotah OAO «Gajskij GOK» (The introduction of the emulsion explosive «Sabtek» on underground mining of «Gai GOK») / M.V. Laptev, P.G. Popov / Sozdanie vysokojeffektivnyh proizvodstv na predprijatijah gorno-metallurgicheskogo kom-pleksa. Materialy mezhdunarodnoj nauchno-prakticheskoj konferencii. Ekaterinburg: Ural'skij rabochij, 2013.

3. Pokrovskij G. I. Vzryv (Explosion). Moscow: Nedra, 1980. 190 p.

4. Sadovskij M.A. Prostejshie priemy opredelenija sejsmicheskoj opasnosti massovyh vzryvov (Determination of the simplest methods of seismic hazard massive explosions) / Moscow, A. Sadovskij. Moscow, 1976.

--© И.В. Соколов, A.A. Смирнов,

Ю.Г. Антипин, И.В. Никитин,

К.В. Барановский, Ю.М. Соломеин, 2015

УДК 622.272.06

И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Ю.Г. Антипин, И.В. Никитин, К.В. Барановский, Ю.М. Соломеин

ГЕОТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СТРАТЕГИЯ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ ТАРЫННАХСКОГО И ГОРКИТСКОГО ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Разработана схема вскрытия Тарыннахского и Горкитского месторождений, сконструированы системы их отработки при нисходящем и восходящем порядках отработки. При нисходящем порядке отработки используется система с этажным принудительным обрушением и отбойкой восходящими веерами скважин. Выемка подкарьерных запасов осуществляется под предохранительной подушкой - породной или рудной. При восходящем порядке отработки предлагается использовать системы с сухой закладкой выработанного пространства и применять подземный обогатительный комплекс. В этом случае происходит гармоничное сочетание необходимости заполнения выработанного пространства и необходимости размещения отходов производства.

Ключевые слова: комбинированная разработка, подкарьерные запасы, предохранительная подушка, этажное обрушение, восходящий порядок отработки, подземное обогащение.

Тарыннахское и Горкитское железорудные месторождения расположены на юге Республики Саха (Якутия) в мало освоенном районе с суровыми климатическими условиями. Мошные рудные тела (10-60 м) крутого падения (75-90°) расположены в пределах мошной рудной зоны (до 450 м), разведанной до глубины 1000 м (рис. 1). Руды и породы устойчивы, коэффициент крепости руд 7-20, вмешаюших пород 6-15. Балансовые запасы Тарыннахского месторождения, подлежашие подземной разработке, составляют 1550 млн. т, Горкитского - 1335 млн. т руды с содержанием железа 26-28%. Значительный объем этих запасов (около 30 %) расположен выше предельной глубины карьеров. Горнотехнические условия осложняются значительной во-дообильностью, расчлененным рельефом, высокой сейсмичностью района.

Комбинированная разработка обоих месторождений предполагается по последовательной схеме - открытые горные работы ведутся несколькими карьерами до глубины 220-400 м, после чего месторождения отрабатываются подземным способом [8].

Каждое из месторождений разделено на два шахтных поля, отрабатываемых отдельными шахтами, и по высоте - на три яруса, состоящих из 3-х эксплуатационных этажей высотой по 100 м и одного концентрационного горизонта. Годовая мощность каждой шахты принята равной 6 млн. т в год, суммарная годовая производительность Тарыннахского и Горкитского рудников - 24 млн. т руды.

Шахтные поля вскрываются центральными группами вертикальных стволов, фланговыми и центральным (общим для двух шахт рудника) вентиляционными стволами (рис. 1).

Для ускорения строительства, спуска в шахту самоходного оборудования, выдачи части загрязненного воздуха предусматривается проходка наклонных съездов под углом 7-12П. Вскрытие отдельных участков, расположенных выше дна карьера, осуществляется штольнями и уклонами из карьеров. Концентрационные горизонты строятся через 300 м по вертикали - один на 3 эксплуатационных этажа. Транспорт руды по концентрационному горизонту осуществляется локомотиво-составами, для чего на горизонте проходятся квершлаги, откаточные штреки висячего и лежачего боков, и соединяющие их откаточные орты (рис. 2).

Ближайший к концентрационному эксплуатационный горизонт располагается на 15 м выше, остальные - через 100 м по высоте. На эксплуатационных горизонтах проходятся квершлаги, полевые доставочные штреки висячего и лежачего боков, доставочные орты через 160 м. Между эксплуатационными и концентрационным горизонтами проходятся рудоспуски, вентиляционные и лифтовые восстающие. Порядок подземной разработки - нисходящий тремя ярусами. Этажи в ярусах также отрабатываются сверху вниз.

Учитывая невысокую ценность руды, большую мощность залежей, крутой угол падения, оптимальным является применение системы этажного принудительного обрушения с отбойкой руды пучками параллельно-сближенных скважин на компенсационную камеру и зажатую среду, и площадным выпуском руды самоходными погрузо-доставочными машинами (ПДМ) (рис. 3).

Ближайший к концентрационному эксплуатационный горизонт располагается на 15 м выше, остальные - через 100 м по высоте. На эксплуатационных горизонтах проходятся квершлаги,

Рис. 1. Схема вскрытия Тарыииахского (а) и Горкитского (б) месторождений

полевые поставочные штреки висячего и лежачего боков, поставочные орты через 160 м. Между эксплуатационными и концентрационным горизонтами проходятся рудоспуски, вентиляционные и лифтовые восстающие. Порядок подземной разработки -нисходящий тремя ярусами. Этажи в ярусах также отрабатываются сверху вниз.

Учитывая невысокую ценность руды, большую мощность залежей, крутой угол падения, оптимальным является применение системы этажного принудительного обрушения с отбойкой руды пучками параллельно-сближенных скважин на компенсационную камеру и зажатую среду, и площадным выпуском руды самоходными погрузо-доставочными машинами (ПДМ) (рис. 3).

Шахтное поле в этаже разбивается на панели длиной по простиранию 160 м и высотой 100 м. В пределах панели рудное тело делится на четыре добычных блока шириной 40 м и длиной, равной мощности рудного тела. Добычные блоки вынимаются сплошным порядком по простиранию рудного тела.

На эксплуатационном горизонте по висячему и лежачему бокам залежи проходятся доставочные штреки, которые сбиваются доставочными ортами. Между доставочными ортами проходятся траншейные орты, из которых взрыванием восходящих веерных

// 7

_..............- ... _

/ рш. .......

7Ш ....... ,—

Г- -----

1 1 7 -----------.„..ж,

' Щ

--------------------»

Рис. 2. План концентрационного горизонта Тарыннахского месторождения

зарядов производится оформление траншеи. Из доставочных ортов через 20 м проходятся погрузочные заезды. Такая конструкция днища блока обеспечивает устойчивость выработок выпуска на весь период его существования и высокопроизводительную работу мощных самоходных ПЛМ с электроприводом. Учитывая высокую сейсмичность района, следует принимать минимальные размеры камер компенсации, что позволит уменьшить потенциальную опасность их обрушения в случае геодинамических проявлений. Вследствие этого принят вариант этажного обрушения с камерами - щелями, успешно апробированный на железорудных шахтах Сибири [1, 2]. Массовую отбойку руды в добычном блоке

целесообразно производить с применением пучков параллельно-сближенных скважин диаметром 115 м и глубиной до 65м, буримых высокопроизводительными самоходными станками с погружными пневмоударниками. Такая схема отбойки позволяет отказаться от проведения промежуточного бурового горизонта и существенно упростить схему подготовки добычных блоков. Верхний буровой горизонт в этом случае может быть совмещен с верхним откаточным горизонтом. Верхняя часть блока - днище вышележащего блока - обуривается из выработок верхнего этажа веерами скважин диаметром 102 мм.

Отработка блока производится в две стадии: на первой стадии осуществляется оформление траншейной подсечки блока высотой 25 м и последующего образования над ней по оси блока камеры-щели шириной 5-6 м; на второй стадии - массовая отбойка и выемка основных запасов блока, включая потолочину.

Выпуск отбитой руды из блока осуществляется под обрушенными породами на траншейное днище с двусторонним расположением погрузочных заездов. Выпуск и доставка руды из забоя до блоковых рудоспусков производится ПДМ с электроприводом грузоподъемностью 14 т.

Данный вариант системы разработки применяется для выемки основного объема подкарьерных запасов Тарыннахского и Горкитского месторождений. На всех процессах предусматривается использование современного высокопроизводительного самоходного оборудования.

При отработке переходной зоны непосредственно под дном карьера система трансформируется: оформление днища блока не меняется; на уровне горизонта подсечки проходится дополнительный буровой горизонт, из которого восходящими веерами скважин производится обуривание подкарьерных запасов; на уровне дна карьера в прибортовых целиках проходят буродо-ставочный штреки, из которых системой подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды вынимаются запасы приборто-вых целиков. Особенностью выемки прибортовых целиков является то, что с целью предотвращения прямых аэродинамических связей подземных выработок с поверхностью, при подэ-тажном обрушении извлекается около 30% запасов для обеспечения необходимого для отбойки-выпуска руды разрыхления, а основная часть запасов выпускается через днище блока совместно с подкарьерными запасами. Высота блока в этом случае определяется разницей отметок дна карьера и горизонта откатки (или выпуска руды).

в г

Рис. 3. Система разработки основных запасов этажным принудительным обрушением: 1 - панельный доставочный штрек, 2 - блоковый доставочный орт, 3 - блоковый рудоспуск, 4 - вентиляционный восстающий, 5 - погрузочный заезд, 6 - буровой орт, 7 - отрезной восстающий, 8 - камера компенсации, 9 - пучки скважин, 10 - веер скважин, 11 - буровой штрек, 12 - откаточный штрек лежачего бока, 13 - откаточный штрек висячего бока, 14 - откаточный орт, 15 - заезд, 16 - траншея

При отработке подкарьерных запасов реализуется два варианта, обусловленных состоянием карьера:

1) Карьер засыпан пустыми породами (внутренний отвал). В этом случае подземная добыча руды производится как при обычном варианте системы с обрушением, т.е. выработанное пространство заполняется пустыми породами отвала, которые и изолируют подземные выработки от пространства карьера.

2) Карьер пустой. В этом случае в добычном блоке извлекается около 30% запасов, а остальная руда оставляется и служит подвижной предохранительной подушкой при выемке нижележащих запасов.

В обоих случаях мощность как породной, так и рудной предохранительной подушки должна составлять не менее 40-50 м над горизонтом выпуска. По мере углубки подземных горных работ будет происходить естественное обрушение пород висячего бока с полным заполнением выработанного пространства. В некоторых случаях при необходимости не исключается принудительная посадка отдельных участков висячего бока.

Часть приповерхностных запасов как Тарыннахского, так и Горкитского месторождений не будет отработана карьерами и является объектом подземной разработки. Некоторые из них выходят непосредственно на поверхность. В этом случае технология выемки этих запасов определяется степенью и высотой зоны нарушенности верхней части рудных тел, выходящей на поверхность. При высоте этой зоны в пределах первых десятков метров для добычи руды применяется система этажного принудительного обрушения со следующими отличиями: над добычным блоком оставляется потолочина, толщина которой обеспечивает образование под ней камер компенсации, по объему составляющих 30-40% объема блока; после выемки камер компенсации производится массовое взрывание всех целиков и потолочины блока. Взорванные запасы блока образуют рудную предохранительную подушку и извлекаются совместно с нижележащими запасами. Таким же способом производится отработка слепых рудных тел. В отдельных случаях для отработки прибортовых запасов не исключается применение системы по-дэтажного обрушения с торцовым выпуском руды также с образованием предохранительной подушки.

Крутой угол падения рудных тел и большая высота этажа обеспечивают благоприятные условия для выпуска руды. Оптимальная величина потерь и засорения на шахтах Тарыннахского ГОКа равна 10% и 15%, соответственно.

Технико-экономические показатели системы разработки (ТЭП) соответствуют лучшим мировым аналогам (табл. 1).

Эффективность разработки подземных запасов Тарыннахско-го и Горкитского месторождений оценивается по критерию чистого дисконтированного дохода (ЧДД) за срок 50 лет при норме дисконта 10 %. Рассмотрены два варианта строительства Тарын-нахского и Горкитского подземных рудников, характеризующихся разновременностью вложения капитальных затрат: вариант 1 -последовательное и вариант 2 - параллельное строительство шахт и ввод в эксплуатацию шахтных полей. Исходные данные и расчетные ТЭП приведены в таблице 2.

Таблица 1

ТЭП варианта системы разработки этажного принудительного обрушения

№ п/п Показатель Ел. изм. Значение

1 Балансовые запасы добычного блока тыс. т 816

2 Потери, % % 10

3 Разубоживание, % % 15

4 Эксплуатационные запасы блока тыс. т 864

5 Удельный объем ПНР на 1000 т руды м/м3 1,4/16,3

6 Производительность блока тыс. т/месяц 56,2

7 7.1 Производительность труда на процессах: 6,0

7.2 7.3 - проходка, - отбойка, м3/ чел.-см. т/чел.-см. 570 737

7.4 - выпуск и доставка, - на очистной выемке т/чел.-см т/чел.-см 332

8 Производительность труда забойного рабочего по системе разработки т/ чел.-смену 143

Таблица 2

ТЭП отработки подземных запасов рудников Тарыннахского ГОКа

№ Показатели Ел. изм. Тарыннахский Горкитский

1 Балансовые запасы для подземной добычи млн т 1550 1335

2 Содержание Реобщ в балансовых запасах % 28,62 29,31

3 Балансовые запасы первого яруса млн т 488 435

Окончание табл. 2

№ Показатели Ел. изм. Тарыннахский Горкитский

4 Эксплуатационные запасы первого яруса млн т 515 461

5 Производственная мощность рудника млн т/год 12 12

6 Срок ввода рудника в эксплуатацию, вариант 1 / вариант 2 лет 8/8 11/11

7 Содержание Реобщ в добытой руде % 26,28 26,86

8 Выход концентрата из 1 т руды % 26,21 28,34

9 Содержание Реобщ в концентрате % 69,3 67

10 Извлечение железа в концентрат % 69,1 70,7

11 Цена концентрата руб./т 4276 4134

12 Эксплуатационные затраты на добычу 1 т руды (без амортизации) руб./т 403 411

13 Эксплуатационные затраты на обогащение 1 т руды (без амортизации) руб./т 132 133

14 Чистый дисконтированный доход млн руб. 4238/6240 1354/3767

15 Срок окупаемости капитальных вложений лет 26/23 38/28

16 Индекс доходности коэф-т 1,25/1,32 1,08/1,18

Наибольшая эффективность обеспечивается при параллельном строительстве шахт и одновременном вводе в эксплуатацию обоих шахтных полей, что позволяет в наиболее короткие сроки обеспечить достижение максимальной производственной мощности и окупить капитальные затраты. Учитывая, что в период отработки карьеров будет создана производственная и социальная инфраструктура Тарыннахского ГОКа, можно утверждать, что подземная разработка запасов Тарыннахского и Горкитского месторождений является перспективной и обеспечивает достаточно надежную сырьевую базу развития как отечественной металлургической промышленности, так и экспорт железорудного сырья более чем на 100 лет. При этом переход на подземную добычу руды не приведет к

заметному снижению производственной мощности Тарыннахского ГОКа. Таким образом, можно сделать вывод, что подземная разработка запасов при современном уровне цен является рентабельной.

Все вышесказанное относится к традиционной стратегии комбинированной разработки месторождений. В то же время отработка относительно малоценных руд выдвигает задачу изыскания все более эффективных технологий их подземной добычи. Кроме того, в условиях чрезвычайной экологической уязвимости северных территорий возникает острая проблема их защиты.

В этой связи достаточно перспективным выглядит восходящий способ отработки месторождений с сухой закладкой выработанного пространства [3, 4]. Известные преимущества восходящего способа: возможность утилизации в выработанном пространстве пустых пород и соответствующее снижение затрат на их подъем, складирование и содержание пород в отвалах на поверхности.

С другой стороны, при подземном способе разработки одним из основных факторов, определяющим степень негативного воздействия на окружающую среду, является работа обогатительных фабрик. В этих условиях напрашивается решение о размещении обогатительных комплексов под землей. Наиболее предпочтительным является сочетание подземного обогащения с восходящим порядком отработки месторождений. В этом случае происходит гармоничное сочетание необходимости заполнения выработанного пространства и необходимости размещения отходов производства.

Опыт подземного обогащения руды имеется за рубежом [5]. В отечественной практике подземные обогатительные комплексы пока не применяются, хотя в последнее время идея размещения обогатительного передела под землей приобретает все большее признание. Схемы подземного обогащения представлены в ряде публикаций, например, [6], но они, как правило, ограничиваются общими соображениями. Между тем алгоритм определения целесообразности подземного обогащения должен учитывать аспекты не только самого процесса обогащения, но и влияние его на все сопутствующие процессы горного производства, т. е. следует производить оценку всей горнотехнической системы подземной добычи руды [7].

При отработке Тарыннахского и Горкитского месторождений низкокачественных железных руд подземное обогащение

Таблица 3

Показатели обогащения руды Тарыннахского месторождения

№ Исходные данные и показатели Значение

1 Содержание железа в балансовых запасах,% 28,62

2 Содержание железа в добытой руде, % 26,28

3 Содержание Fe в промпродукте CMC % 30,58

4 Содержание Fe в хвостах CMC, % 13,00

5 Выход промпродукта, % 75,54

6 Выход хвостов CMC из руды , % 24,26

7 Удержание железа в концентрате, % 69,30

8 Выход концентрата из руды,% 26,21

9 Удержание Fe в хвостах MMC, % 10,0

10 Выход хвостов MMC из руды , % 49,53

11 Извлечение Fe в концентрат, % 69,1

12 Общий выход хвостов, % 73,79

перспективно использовать по следующим соображениям: 1) относительная простота как самого процесса обогащения, так и применяемых при этом механизмов, и агрегатов; 2) значительный удельный выход хвостов обогащения; 3) отсутствие токсичных и экологически вредных реагентов и отходов обогащения.

Для железных руд наиболее простой и эффективной схемой обогащения является сухая и мокрая магнитная сепарация. Руды якутских месторождения являются легкообогатимыми, но для получения высококачественных концентратов требуют достаточно интенсивного измельчения. Вследствие этого для подземного обогатительного комплекса перед сухой магнитной сепарацией принято три стадии дробления руды, осуществляемые щековыми и конусными дробилками. Раздробленная руда после усреднения в усреднительном бункере подвергается сухой магнитной сепарации (CMC) с получением сухого промпродукта и сухих хвостов. Для получения высококачественного концентрата необходима трех- или четырех-стадийная мокрая магнитная сепарации (MMC) с предварительным измельчением промпро-дукта в стержневых и шаровых мельницах. Показатели обогащения приведены в табл. 3.

Можно ограничиться размещением под землей только первой стадии обогащения. При этом площадь, занимаемая обогатительной фабрикой на поверхности, сократится примерно на треть, в том числе будет ликвидирован усреднительный склад

на поверхности, являющийся основным источником пылеобра-зования, а площадь отвалов - примерно на четверть. Более радикальным является размещение всего комплекса обогащения под землей с соответствующим складированием всех хвостов обогащения в выработанном пространстве. Это позволит уменьшить величину земельного отвода за счет исключения площадей обогатительного комплекса, включая его транспортные коммуникации, пункты перегрузки, усреднительные и промежуточные склады, ликвидировать негативное воздействие обогатительного комплекса на окружающую среду (пыление, нарушения водного баланса территории), исключить изъятие земли под отвалы хвостов и шламохранилища, сократить соответствующие платежи и затраты на рекультивацию отвалов и обеспечение экологической безопасности отвалов.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Еременко A.A., Еременко В.А., Гайдин А.П. Совершенствование геотехнологии освоения железорудных удароопасных месторождений в условиях действия природных и техногенных факторов // Новосибирск: Наука - 2008. - 312 с.

2. Зубков А. В. Геомеханика и геотехнология // Екатеринбург: РАН УрО 2001. - 335 с.

3. Яковлев В. Л., Волков Ю. В., Славиковский О. В. О стратегии освоения меднорудных месторождений Урала // Горный журнал. - 2003. - № 9. - С. 3 - 7.

4. Волков Ю.В., Камаев В.Д., Соколов И.В. Ярусная отработка рудных месторождений // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2007. - №8. - С. 341 - 343.

5. Абрамов В.Ф., Лушников В.В., Сажнев A.A. Опыт разработки месторождений с подземным обогащением руды на зарубежных рудниках. -Цветная металлургия.- 1984 - № 12. - С. 71-72.

6. Шварц Ю.Д. Подземные комплексы по добыче и переработке минерального сырья - предприятия XXI века // Горная промышленность - 2000 -№1 - С. 34-36.

7. Соколов И.В., Смирнов A.A., Гобов Н.В., Медведев А.Н. Комплексная экологоориентированная подземная геотехнология добычи и обогащения железных руд / Экология и промышленность России. - 2013. - №9. - С.16-20.

8. Соколов И.В., Смирнов A.A., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К. В. Об эффективности подземной разработки Тарыннахского и Горкитского железорудных месторождений. - Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. - 2014, - № 3 (47). - С. 5-11. E2S

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Соколов Игорь Владимирович — доктор технических наук, заведующий лабораторией,

Смирнов Алексей Алексеевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

Антипин Юрий Георгиевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

Барановский Кирилл Васильевич — научный сотрудник, Никитин Игорь Владимирович — научный сотрудник, Соломеин Юрий Михайлович — младший научный сторудник, ИГЛ УрО РАН.

UDC 622.272.06

GEOTECHNOLOGICAL STRATEGY OF UNDERGROUND MINING TARINNACHSKY AND GORKITSKY IRON ORE DEPOSITS

Sokolov Igor Vladimirovich, the Head of the laboratory of underground geotech-nology the Institute of Mining UB RAS, Doctor of Technical Sciences, Russia, Smirnov Alexey Alexeevich, senior research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, Candidate of Technical Sciences, Russia,

Antipin Yuriy Georgievich, Senior research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, Candidate of Technical Sciences, Russia,

Nikitin Igor Vladimirovich, Research worker of the laboratory of underground geo-technology the Institute of Mining UB RAS, Mining engineer, Russia, Baranovsky Kirill Vasilievich, Research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, Mining engineer, Russia, Solomein Yuriy Mikhailovich, Junior research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, Post Graduate student, Russia.

The scheme of Tarinnachsky and Gorkitsky deposits opening is elaborated, the systems of their development by ascending and descending orders are designed. The system of level induced caving and blast holes ring breaking is employed when the descending order is applied. Mining extraction of underlying reserves is performed under protecting rock or ore cushion. The systems with dry stowing and a subsurface concentration complex are to be applied when the deposit is developed by ascending order. In this case the harmonic combination of both the necessity of stowing and production wastes arrangement takes place.

Key words: combined development, underlying reserves, protecting cushion, level caving, ascending order of development, subsurface concentration.

REFERENCES

1. Eremenko A.A., Eremenko V.A., Gajdin A.P. Sovershenstvovanie geotehnologii osvoenija zhelezorudnyh udaroopasnyh mestorozhdenij v uslovijah dejstvija prirodnyh i tehnogennyh faktorov (Improvement of Geotechnology development of rockburst-hazardous iron ore deposits in the conditions of action of natural and anthropogenic factors). Novosibirsk: Nauka, 2008. 312 p.

2. Zubkov A.V. Geomehanika igeotehnologija (Geomechanics and Geotechnology) // Ekaterinburg: RAN UrO 2001. 335 p.

3. Jakovlev V. L., Volkov Ju. V., Slavikovskij O. V. O strategii osvoenija mednorud-nyh mestorozhdenij Urala (On strategies for the development of copper ore deposits of the Urals) // Gornyj zhurnal. 2003. No 9. pp. 3 - 7.

4. Volkov Ju.V., Kamaev V.D., Sokolov I.V. Jarusnaja otrabotka rudnyh mestorozhdenij (Tiered testing of ore deposits) // Gornyj informacionno-analiticheskij bjul-leten'. 2007. No 8. pp. 341 - 343.

5. Abramov V.F., Lushnikov V.V., Sazhnev A.A. Opyt razrabotki mestorozhdenij s podzemnym obogashheniem rudy na zarubezhnyh rudnikah (Experience of field development with underground ore in overseas mines). Cvetnaja metallurgija. 1984. No 12. pp. 71-72.

6. Shvarc Ju.D. Podzemnye kompleksy po dobyche i pererabotke mineral'nogo syrja - predprijatija XXI veka (Underground complexes for mining and mineral processing enterprise of the XXI century) // Gornaja promyshlennost'. 2000, No 1, pp. 34-36.

7. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Gobov N.V., Medvedev A.N. Kompleksnaja jeko-logoorientirovannaja podzemnaja geotehnologija dobychi i obogashhenija zheleznyh rud (The complex ecology of underground Geotechnology of mining and beneficiation of iron ores) / Jekologija i promyshlennost' Rossii. 2013. No 9. pp.16-20.

8. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Ju.G., Nikitin I.V., Baranovskij K.V. Ob jeffek-tivnosti podzemnoj razrabotki Tarynnahskogo i Gorkitskogo zhelezorudnyh mestorozhdenij (On the efficiency of underground mining of Tarynnahskogo lot covers: gorkitskoye and iron ore deposits). Vestnik Magnitogorskogo gosudarstvennogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova. 2014, No 3 (47). pp. 5 - 11.

© М.С. Токманиев, 2015

УЛК 622.4

М.С. Токманиев

ОЦЕНКА СЕЙСМИЧЕСКОГО ВОЗДЕЙСТВИЯ НА ЗАКОНТУРНЫЙ МАССИВ ЮБИЛЕЙНОГО КАРЬЕРА ПОСЛЕ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОГО ЩЕЛЕОБРАЗОВАНИЯ

Проведена оценка сейсмического воздействия на Юбилейном месторождении. Исследования позволили сравнить допустимую и фактическую скорости колебаний для Юго-Западного борта. По результатам проведенных сейсмометрических исследований установлены фактические скорости сейсмических колебаний при ведении взрывных работ. Ключевые слова: сейсмометрические исследования, скорость колебания волны, устойчивость борта карьера.

С приближением места производства взрывных работ к предельному контуру карьера Юбилейного, для обеспечения устойчивости Юго-Западного борта карьера предусматривается применение специальной технологии БВР, позволяющей максимально уменьшить остаточные деформации горных пород за предельным контуром.

Наиболее эффективным способом повышения устойчивости уступов в их заоткоске является контурное взрывание, которое позволяет уменьшить воздействие взрыва на массив в 2,4 раза [1].

Оформление откосов средней группы уступов в предельном положении производилось с применением предварительного ще-леобразования.

Согласно проекту технического расчета, для образования контурной щели были пробурены 62 скважины диаметром 130 мм, сетка бурения составила 1,5 м.

При порядной схеме соединения и последующем взрывании скважин с уменьшенными зарядами, общая длина отрезной щели составила порядка 95 м (рис. 1).

Измерения и регистрация параметров сейсмических колебаний, для оценки сейсмического воздействия при взрывных работах на Юго-Западный борт Юбилейного карьера, выполнялись методом многоканальной регистрации механических колебаний с записью на цифровой измеритель и регистратор аналоговых напряжений УРАН-Интелекон.

Рис. 1. Предварительно образованная отрезная щель

Целью проведения сейсмометрических наблюдений являлась оценка и предотвращение возникновения остаточных деформаций в массиве борта карьера при существующих параметрах буровзрывных работ, на основании замеров фактических скоростей колебаний массива (Уф) и их сравнения с допустимыми скоростями (Удоп) в зоне отсутствия контурной щели, и за зоной предварительного щелеобразования.

Допустимой скоростью колебаний (Удоп) называется такая скорость, при которой сохранение бортов карьера полностью гарантирована, а возможные локальные деформации не превысят прогнозируемые.

При возбуждении в массиве пород скорости колебаний выше допустимой, сохранность бортов носит вероятностный характер. Критической скоростью колебаний может быть названа предельно допустимая скорость, выше которой сохранность исследуемого объекта реализуется с вероятностью менее 0,5 [2].

Предельно допустимая скорость может быть принята в 2 раза выше допустимой. Тогда при скорости, превышающей допустимую в 2 раза, вероятность сохранности охраняемых объектов составляет 0,58, а при скорости колебаний, превышающей допустимую в 3 раза, вероятность сохранности объекта близка к 0 [3].

При взрывах в породах, слагающих Юго-Западный борт Юбилейного карьера, формируются упругие колебания, распространяющиеся в виде продольных (Ср), поперечных (Сэ) и других волн.

Продольной называется волна, колебания частиц в которой совпадают с направлением распространения самого фронта волны. Проходя по породам, это волна попеременно вызывает деформации сжатия и растяжения среды.

Поперечной называется волна, в которой колебания частиц горных пород перпендикулярны распространению самого фронта волны. Проходя по породам, эта волна вызывает попеременные деформации сдвига ее частиц.

Лопустимая скорость колебаний массива (Удоп) Юго-Западного борта карьера при взрыве определена по формуле [4]:

см/с, (1)

где Ср, Св - скорости распространения продольной и поперечной волны, м/с; ц - коэффициент Пуассона; е - допустимая относительная деформация.

Лопустимая относительная деформация горных пород в пределах упругости установлена в соответствии с классификацией защищаемых сооружений по их ответственности и сроку эксплуатации, предложенной Мосинцом В.Н.

На участке Юго-Западного борта (средней группы уступов) расположен транспортный заезд к штольне, относящийся ко II классу сооружений со сроком эксплуатации более 5-10 лет. Учитывая данный факт, для расчетов значение допустимой относительной упругой деформации принято е=0,0002 [4].

Лопустимая скорость колебаний пород (^доп) Юго-Западного борта рассчитанная по формуле (1) составила 9,3 см/сек.

Записи фактических скоростей сейсмических колебаний осуществлялись в два этапа 11.07.12 г. и 14.07.12 г. в зависимости от расстояния до предварительно образованной контурной щели:

Этап 1: Расстояние от взрываемого блока до места установки приборов менее 50 метров;

Этап 2: Расстояние от взрываемого блока до места установки приборов более 250 метров;

С целью определения эффективности предварительного ще-леобразования и оценки уровня воздействия взрывных работ на законтурный массив Юго-Западного борта, при производстве замеров, сейсморегистраторы были установлены в зоне отсутствия контурной щели и непосредственно за контурной щелью.

Схема расположения сейсморегистраторов и взрываемого блока при замерах 1-го этапа представлены на рис. 2.

Условные обозначения: О - пункты замеров; О - взрываемый блок.

Рис. 2. Схема расположения сейсморегистраторов и взрываемого блока

Таблица 1

Параметры сейсмических колебаний массива, проведенные 11.07.2012 г

Место расположения сейсмо- В зоне отсутствия За контурной ше-

регистратора контурной шели т. №1 лью т. №2

Минимальное расстояние от 42 47

взрываемого блока до сейс-

морегистратора, м

Максимальная масса заряда в 3320 3320

группе, кг.

Величина составляющих скоростей колебаний, см/с.

Ух 0,97 0,5

У. 1,96 0,67

Уг 0,25 0,32

Величина полного вектора 2,2 0,9

фактической скорости колебаний (Уф), см/с

Допустимая скорость колебаний массива Юго-Западного 9,3

борта карьера(Удоп), см/с

Параметры колебаний регистрировались в двух точках. В исследованиях учитывались минимальные расстояния от приборов до отбиваемого блока т. №1 = 42 м, т.№2 = 47 м. Результаты проведенных сейсмометрических замеров представлены в табл. 1.

Схема расположения сейсморегистраторов и взрываемого блока при замерах 2-го этапа представлены на рис. 3.

Параметры колебаний регистрировались в двух точках. В исследованиях учитывались минимальные расстояния от приборов до отбиваемого блока т. №1 = 301 м, т.№2 = 283 м. Результаты проведенных сейсмометрических замеров представлены в табл. 2.

Проведенная оценка сейсмического воздействия на Юбилейном месторождении позволила сравнить допустимую и фактическую скорости колебаний для Юго-Западного борта карьера (средней группы уступов). По результатам проведенных сейсмометрических исследований установлено, что фактические скорости сейсмических колебаний, при ведении взрывных работ, не превышают допустимую скорость 9,3 см/с, как за зоной предварительного щелеобразования, так и вне этой зоны.

За зоной предварительного щелеобразования отмечено резкое снижение сейсмического воздействия на массив и подтверждена эффективность предварительного щелеобразования:

- при расстоянии от взрываемого блока до места установки сейсмоприемников (до 50 метров) сейсмическая нагрузка снизилась в 2,4 раза;

Таблица 2

Параметры сейсмических колебаний массива, проведенные 14.07.2012 г

Место расположения сейсмо-регистратора В зоне отсутствия контурной шели т. №1 За контурной ше-лью т. №2

Минимальное расстояние от взрываемого блока до сейс-морегистратора, м 301 283

Максимальная масса заряда в группе, кг. 1920 1920

Величина составляющих скоростей колебаний, см/с.

0,57 0,39

V, 0,62 0,25

V, 0,56 0,30

Величина полного вектора фактической скорости колебаний №ф), см/с 1,02 0,55

Лопустимая скорость колебаний массива Юго-Западного борта карьера(^5ип), см/с 9,3

Условные обозначения: О - пункты замеров; О - взрываемый блок.

Рис. 3. Схема расположения сейсморегистраторов и взрываемого блока

- при расстоянии от взрываемого блока до места установки сейсмоприемников (более 250 метров) сейсмическая нагрузка снизилась в 1,8 раза.

На основании приведенных выше исследований, для обеспечения общей устойчивости бортов Юбилейного карьера и предотвращения накопления остаточных деформаций массивов, при ведении взрывных работ, рекомендовано в зонах слабоустойчивых пород и особо охраняемых участков проводить контурное взрывание методом предварительного щелеобразования.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Временные методические указания по управлению устойчивостью бортов карьеров цветной металлургии. М.: Министерство металлургии СССР, 1989. 127 с.

2. Кутузов Б.Н. «Безопасность взрывных работ в промышленности», -М.: Недра, 1992. 544 с.

3. «Руководство по анализу опасности аварийных взрывов и определению параметров их механического действия» РБ Г-05-039-96, утверждено постановлением Госатомнадзора России 31 декабря 1996 г. N 100.

4. Мосинец В.Н. Дробящие и сейсмическое действие взрыва в горных породах. М.: Недра, 1976. 271 с. ГДТТТ^

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Токманцев Максим Сергеевич - научный сотрудник лаборатории геотехнологии ОАО «Уралмеханобр», umbr@umbr.ru.

UDC 622.4

EVALUATION SEISMIC IMPACT ON AQUIFER ARRAY JUBILEE CAREER AFTER PRIOR SCHELEOBRAZOVANIYA

Tokmantsev Maxim Sergeyevich, Researcher, Laboratory of Biotechnology of «Uralmekhanobr», umbr@umbr.ru, Russia.

The evaluation of seismic impact on the Jubilee field. Studies have compared the actual and allowable speed vibrations for the South-West side. The results of the seismic studies established the actual speed of seismic vibrations during blasting operations.

Key words: seismic studies, the rate of fluctuation waves, pit wall stability. REFERENCES

1. Vremennye metodicheskie ukazanija po upravleniju ustojchivost'ju bortov kar'erov cvetnoj metallurgii. Moscow: Ministerstvo metalfurgii SSSR, 1989. 127 p.

2. Kutuzov B.N. Bezopasnost' vzryvnyh rabot v promyshlennosti (Blasting safety in the industry), Moscow: Nedra, 1992. 544 p.

3. «Rukovodstvo po analizu opasnosti avarijnyh vzryvov i opredeleniju parametrov ih mehanicheskogo dejstvija» RB G-05-039-96, utverzhdeno postanovleniem Gosatomnadzora Rossii 31 dekabrja 1996. No 100.

4. Mosinec V.N. Drobjashhie i sejsmicheskoe dejstvie vzryva vgornyh porodah (Crushing and seismic effects of the explosion in the rocks). Moscow: Nedra, 1976. 271 p.

- © И.В. Соколов, A.A. Смирнов,

Ю.Г. Антипин, И.В. Никитин, К.В. Барановский, 2015

УДК 622.272.013

И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Ю.Г. Антипин, И.В. Никитин, К.В. Барановский

ИЗЫСКАНИЕ ПОДЗЕМНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ ПРИБОРТОВЫХ И ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ САРБАЙСКОГО ЖЕЛЕЗОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ*

На основе анализа горно-геологических, горнотехнических и технологических условий отработки Сарбайского месторождения установлена возможность применения только последовательной схемы комбинированного способа разработки. Проведено изыскание и выбор подземной технологии добычи руды для мощных и средней мощности рудных тел. Установлены оптимальные величины потерь и засорения руды по критерию прибыли на 1 т балансовых запасов.

Ключевые слова: комбинированная разработка, подземная добыча, система разработки, этажное обрушение, самоходное оборудование, потери, засорение.

Важной задачей поддержания минерально-сырьевой базы ОАО «ССГПО» является переход от открытой разработки (ОГР) Сарбайского месторождения к подземной (ПГР). Лейст-вующий Сарбайский карьер будет отработан до 2030 года, производственная мощность составит 3 млн. т/год. Балансовые запасы магнетитовых руд, подлежащие подземной разработке (далее -подземные запасы), составляют около 440 млн. т. Они включают четыре крупных рудных тела мощностью от 3 до 250 м и углом падения от 30° до 90°. Породы и руды средней устойчивости с коэффициентом крепости 14 и 13, соответственно. В результате выемки руды будет происходить подработка водоносных горизонтов, питаемых за счет атмосферных осадков и перетекания из вышележащих горизонтов. ИГЛ УрО РАН разработаны технологические регламенты для проекта «Строительство Сарбайского под-

Работа выполнена при поддержке Междисциплинарного проекта «Освоение недр Земли: перспективы расширения и комплексного освоения минерально-сырьевой базы горно-металлургического комплекса Урала» (12-М-23457-2041 УрО РАН).

земного рудника» (ОАО «Гипроруда»), в которых на основе оценки процесса сдвижения массива горных пород, удароопасности месторождения и параметров конструктивных элементов систем разработки обоснованы эффективные схемы подготовки и технологии очистной выемки [1].

Сопоставление планов залегания подземных запасов и транспортных коммуникаций Сарбайского карьера на период его доработки показало, что добыча руды подземным способом во время работы карьера практически не осуществима. Это связано с подработкой карьерных путей и станций, необходимых для транспорта руды, а также для заполнения внутреннего отвала вскрыши на заключительном этапе ведения ОГР. Поэтому при освоении Сарбайского месторождения реализуется последовательная схема комбинированного способа - ОГР ведутся до глубины 620 м с последующим переходом на ПГР. С целью исключения разрыва в добыче руды проходческие работы по вскрытию и подготовке подземных запасов необходимо проводить в период доработки карьера. Подземные запасы месторождения разделены на прибортовые (выше дна карьера в этажах +15/-385 м) и подкарьерные (в этажах -385/-585 м). Рудные тела со средними углами падения 53-54° распределены на мощные и средней мощности с усредненной мощностью 105 м и 19 м.

При изыскании и выборе подземной технологии добычи руды руководствовались следующими основными положениями:

- по геомеханическим условиям очистные блоки и основные подготовительно-нарезные выработки (ПНР) располагаются вкрест простирания рудных тел;

- из-за высокой трещиноватости массива и значительной величины горного давления принят сплошной порядок отработки без образования междублоковых целиков;

- производится постепенная подработка водоносных горизонтов с оставлением под ними предохранительных целиков, что позволит создать условия для плавного опускания водоупорных глин и предотвратить залповые прорывы воды в подземные выработки;

- для проходческих и очистных работ предусмотрены комплексы высокопроизводительного самоходного оборудования (СО).

Установлено, что для рудных тел средней мощности целесообразно применять подэтажное обрушение с торцовым выпуском руды (рис. 1). Система является эффективной, универсальной и гибкой

А—А (разрез по р. л. 3)

БI--.

Рис. 1. Система подэтажного обрушения с торцовым вьпуском руды: 1 - панельный доставочный штрек, 2 - вентиляционный и вентиляционно-ходовой восстающий, 3 - вентиляционная сбойка, 4 - панельный рудоспуск, 5 - подэтажный штрек, 6 - вентиляционный орт, 7 - буро-доставочный штрек

по условиям применения, позволяет организовать широкий фронт очистных работ на подэтажах и обеспечить необходимую производительность. Вместе с тем она характеризуется большим объемом проходческих работ, трудностью проветривания очистных забоев и требует заполнения выработанного пространства породой после выемки каждого слоя.

Для отработки мощных рудных тел рекомендуется этажное принудительное обрушение с одностадийной выемкой и отбойкой в зажатой среде [3]. Рудное тело разбивается на панели высотой 100 м, длиной по простиранию - 160 м, шириной равной мощности рудного тела (рис. 2). Панель по простиранию разделяется на очистные блоки шириной 20 м. Очистная выемка начинается с оформления отрезной щели в центре блока и развивается двумя забоями к висячему и лежачему бокам. При отработке последующего блока доставочный орт предыдущего блока используется как траншейный (буро-подсечной). Нижняя траншейная подсечка создается на ширину блока высотой 20 м и длиной, равной толщине отбиваемой секции (15-30 м). Восходящие и нисходящие веера скважин диаметром 102 мм бурятся из ортов двух буровых подэтажей. После отбойки секции выпускается 25-30 % отбитого объема руды для обеспечения разрыхления руды перед взрывом очередной секции. Руда от забоев до рудоспусков доставляется ПДМ. Вариант характеризуется небольшим удельным объемом ПНР. Непрерывный выпуск больших объемов руды и независимое ведение

Рис. 2. Система этажного обрушения с односторонним выпуском руды: 1 - панельный доставочный штрек лежачего бока, 2 - панельный вентиляционный штрек висячего бока, 3 - вентиляционно-ходовой и вентиляционный восстающий, 4 - вентиляционная сбойка, 5 - панельный рудоспуск, 6 -полевой подъэтажный штрек, 7 - доставочно-буровой орт, 8 - погрузочный заезд, 9 - буровой орт, 10 - подъэтажный погрузочный заезд, 11 - отрезной штрек, 12 - отрезной восстающий

буровзрывных работ и работ по выпуску обеспечивают высокую интенсивность добычи руды и большую производительность ПДМ (до 650 т/смену). Возможность производить равномерный выпуск руды по всей площади блока позволяет соблюдать горизонтальный контакт отбитой руды с обрушенной породой и получить хорошие показатели извлечения руды.

Снизить объем ПНР и увеличить производительность БВР можно за счет применения на отбойке карьерных буровых станков СБШ-190/250-60, которыми обуривается верхняя часть приборто-вых уступов скважинами диаметром 190мм (рис. 3). Нижняя часть запасов обуривается станками йЬ 420-10 вертикальными веерами скважин из подземных выработок. Выпуск и доставка всей отбитой руды ведется из буро-подсечных ортов погрузо-доставочными машинами. Данный вариант является эффективным, однако его применение возможно только на отдельных участках борта с сохранившимися бермами и подъездными коммуникациями.

А-А

Рис. 3. Этажное обрушение с использованием карьерных станков: 1

- доставочный штрек, 2 - штрек откаточного горизонта, 3 - орт откаточного горизонта, 4 - панельный вентиляционно-ходовой восстающий, 5 - буровой штрек, 6 - вентиляционная сбойка, 7 - панельный рудоспуск, 8 - буро-подсечной орт, 9 - заезд на горизонт, 10 - полевой орт, 11 - погрузочный заезд, 12 - отрезная заходка

Количество технологического СО определено на 27-й год эксплуатации рудника с максимальным объемом ГПР и добычи -10 млн т (табл. 1).

Таблица 1

Суммарное количество рабочих единиц СО

№ п/п Наименование самоходной техники Количество, шт.

проходка очистные

1 ПДМ типа Бап^к Ш307 9 -

2 Буровая установка типа Бап<1у1к 00 320-40 9 -

3 Проходческий комплекс типа КОЬЬ1ПБ73КИС 3 2

4 Буровой станок типа Бап<1у1к 0Ь 420 10С - 8

5 ПДМ типа Бага^к ЬИ 514Е с электроприводом грузоподъемностью 14 т - 21

Для Сарбайского рудника на всех этапах необходимо использовать нагнетательный способ проветривания с созданием вентилятором главного проветривания (ГВУ) подпора воздуха, способного преодолеть действие естественной тяги в холодный период времени. При средней температуре зимой -15,2°С, глубине карьера 600 м и средней температуре в выработках шахты +8°С величина тяги в направлении «обрушение - центральные стволы» составит 64,8 дПа. Для предотвращения поступления холодного воздуха требуется повышение депрессии нагнетательного ГВУ на эту величину. Изоляция ПГР от карьера будет осуществляться за счет заполнения зон обрушения пустыми породами внутренних отвалов или налегающими породами. При отработке приборто-вых запасов изоляция осуществляется временным оставлением над выработками выпуска рудной подушки минимальной величины 3-5 м. С ростом годовой мощности рудника необходимый расход воздуха возрастает: при 1000 тыс. т он составит 230 м3/с, 6000 тыс. т - 720 м3/с, 10000 тыс. т - 960 м3/с (табл. 2).

Определение оптимальной величины потерь и засорения руды в соответствии с известными методическими положениями выполнено по критерию прибыли на 1 т балансовых запасов [2]. Установлено, что при содержании железа в добытой руде 20 % рентабельность ее переработки нулевая. Эта величина и принята предельной при выпуске руды под обрушенными породами. Анализ изменения прибыли и показателей извлечения руды от полноты выемки руды из блока свидетельствует о том, что при незначительном содержании железа в засоряющих породах (апор=0-6%) экономически оптимальное соотношение потерь и засорения при выпуске может быть принято равным 1:1 (по весу), а при апор=12-15% (что характерно для обычной практики этажного обрушения) - 1:1,25. Исходя из этого для условий подземной отработки Сарбайского месторождения (апор=13%) определены оптимальные соотношения потерь и засорения, принятые соответственно: при выпуске под пустыми породами 14% и 19%; при выпуске под отработанным блоком 12% и 21% (рис. 4).

Основные технико-экономические показатели отработки запасов Сарбайского подземного рудника соответствуют лучшим мировым аналогам (табл. 3). Показанные технологические решения свидетельствуют о том, что при отработке крупномасштабных месторождений эффективность обеспечивается прежде всего за счет применения комплекса разнообразных технологических схем

Таблица 2

Необходимое количество воздуха на ПНР и очистные работы на различных стадиях эксплуатации рудника, м3/с

№ Год эксп. Годовая производительность рудника, тыс. т руды Проходческие работы вне добычной панели Очистные работы Общее кол-во возд. с учетом резерв. панелей Кол-во возд. с учет, коэфф. утечек 1,3

Этажное обрушение Подэтажное обрушение

Кол-во забоев Расходвозд. на 1 забой Кол-во пане-лей Расход воздуха на 1 панель Кол-во пане-лей Расход возд. на 1 панель

1 1 0 8 17,4 - - - - 139,2 181,0

2 3 1298 4 17,4 - - 2 47,8 181,7 236,2

3 5 4095 2 17,4 2 66,4 2 47,8 289,5 376,4

4 12 6000 1 17,4 3 66,4 6 47,8 553,7 719,9

5 17 10000 2 17,4 6 66,4 5 47,8 739,4 961,2

Рис. 4. Зависимости прибыли на 1 т балансовых запасов, и зависимости потерь и засорения от полноты выпуска руды из блока

подготовки и очистной выемки, в наибольшей степени соответствующих горно-геологическим, горнотехническим и геоэкономическим условиям освоения месторождения. Изыскание и типизация таких технологических схем является одной из важнейших научно-практических задач, обеспечивающих повышение эффективности разработки.

Таблица 3

Основные ТЭП вариантов систем разработки

Технико-экономические показатели Подэ-тажное обрушение Этажное обрушение Восточный борт Средневзвешенные показатели

Этажное обрушение Этажное обрушение (станки для ОГР)

1 Потери, % 13,28 12,80 4,87 4,87 11,15

2 Разубоживание, % 21,05 21,93 2,91 2,91 16,62

3 Удельный вес, % 49,8 28,7 21,5 21,5 100

4 Удельный объем ПНР на 1000 т 3 руды, м 23,0 16,1 11,9 9,2 19,2

5 Производительность труда на процессах: - проходка ПНВ, м / чел.-смену 4,4 4,6 4,7 4,8 4,5

Окончание табл. 3

Технико- Подэ- Этаж- Восточный борт Средне-

экономические тажное ное об- Этажное Этажное взве-

показатели обру- руше- обруше- обруше- шенные

шение ние ние ние (стан- показа-

ки для тели

ОГР)

- отбойка, 524,0 731,5 746,7 1398 608,0

т/ чел.-смену

- выпуск и дос- 638,4 638,4 638,4 630,7 638,4

тавка, т/ чел.-

смену

- на очистной вы- 287,8 340,9 344,2 410,5 311,4

емке, т/ чел.-смену

6 Производитель- 114,7 155,1 183,6 210,5 133,3

ность труда по бло-

ку, т/ чел.-смену

Проектная производительность рудника 6 млн т при отработке прибортовых запасов и 10 млн т - подкарьерных, достигается за счет параллельно-последовательной отработки в Северном, Центральном, Южном участках в 2-х смежных этажах одновременно. Разработанная технология обеспечивает создание, развитие и поддержание производственной мощности Сарбайского подземного рудника и эффективное освоение запасов в течение 45 лет.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Соколов И.В., Смирнов A.A., Антипин Ю.Г., Барановский К.В., Никитин И. В. Обоснование подземной геотехнологии при комбинированной разработке Сарбайского железорудного месторождения. - Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. - № 4. - С. 58-65.

2. Соколов И.В., Смирнов A.A., Антипин Ю.Г., Соколов Р.И. Влияние показателей извлечения на эффективность технологии подземной разработки рудных месторождений. - Известия вузов. Горный журнал. - 2012. - № 3. -C. 4-11.

3. Мажитов A.M., Мещеряков Э.Ю. Определение параметров и показателей адаптивного варианта системы разработки с площадно-торцевым выпуском для условий отработки пологих залежей. - Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. - 2013. - № 2 (42). - С. 5-8. [ИЭ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Соколов Игорь Владимирович — доктор технических наук, заведующий лабораторией,

Смирнов Алексей Алексеевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

Антипин Юрий Георгиевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

Никитин Игорь Владимирович — горный инженер, научный сотрудник, Барановский Кирилл Васильевич — горный инженер, научный сотрудник, ИГЛ УрО РАН.

UDC 622.272.013

RESEARCH OF UNDERGROUND TECHNOLOGY DEVELOPMENT OF NEAR-FLANK AND UNDERLYING RESERVES OF THE SARBAISKY IRON ORE DEPOSIT

Sokolov Igor Vladimirovich, the head of the laboratory of underground geotech-nology the Institute of Mining UB RAS, doctor of technical sciences, Russia, Smirnov Alexey Alexeevich, senior research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, candidate of technical sciences, Russia,

Antipin Yuriy Georgievich, senior research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, candidate of technical sciences, Russia,

Nikitin Igor Vladimirovich, research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, mining engineer, Russia, Baranovsky Kirill Vasilievich, research worker of the laboratory of underground geotechnology the Institute of Mining UB RAS, mining engineer, Russia.

In terms of the analysis of mining-geological and technological conditions of the Sarbaisky deposit development the potentiality of employment the solely successive scheme in combined mining is determined. The study and selection the underground technology of mining are performed for ore bodies of high and medium thickness. The optimal losses and ore clogging values are established according to the criterion of profit per 1 ton of balanced reserves.

Key words: combined development, subsurface mining, level caving, self-propelled equipment, losses, clogging.

REFERENCES

1. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Ju.G., Baranovskij K.V., Nikitin I.V. Obosno-vanie podzemnoj geotehnologii pri kombinirovannoj razrabotke Sarbajskogo zhelezorudnogo mestorozhdenija (Justification of underground Geotechnology with a combined development Sarbai ore Deposit) // Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten'. 2013. No 4. pp. 58-65.

2. Kalmykov V.N., Ajnbinder I.I., Roman'ko E.A. Puti snizhenija poter i razuboz-hivanija rudy pri otrabotke prikonturnyh zapasov sistemami razrabotki s obrusheniem rudy i vmeshhajushhih porod (Impact the rate of extraction on the effectiveness of the technology of underground development of ore deposits) // Vestnik Magnitogorskogo gosudarstven-nogo tehnicheskogo universiteta im. G.I. Nosova. 2007. No 1. pp. 14-18.

3. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Ju.G., Sokolov R.I. Vlijanie pokazatelej izvlechenija na jeffektivnost tehnologii podzemnoj razrabotki rudnyh mestorozhdenij (Definition of parameters and indices of adaptive option system development ploshadka-end-you-start conditions for mining of shallow deposits) // Izvestija vuzov. Gornyj zhurnal. 2012. No 3. pp.4-11.

© A.M. Мажитов, C.A. Корнеев, C.H. Корнилов, 2015

УЛК 622.273.32

А.М. Мажитов, С.А. Корнеев, С.Н. Корнилов

ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ КАМЕРЫ НА УСТОЙЧИВОСТЬ МАССИВА ПРИ ОТРАБОТКЕ ПРИКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ КАМАГАНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Проведены исследования напряженно-деформированного состояния массива при отработке рудных тел Камаганского месторождения. В результате исследований установлены закономерности изменения величин горизонтальных и вертикальных напряжений при различных параметрах высоты очистных камер и развитии фронта горных работ.

Ключевые слова: Камаганское медноколчеданное месторождение, напряженно-деформированное состояние массива, геомеханическая оценка, прикарьерные запасы, параметры очистных камер.

Геомеханическая оценка влияния высоты очистной камеры при отработке прикарьерных запасов рудных тел 3 и 5 Камаганского месторождения осуществлялась на объемных и плоских моделях методом конечных элементов с помощью программного комплекса «РЕМУ» (ИГД УрО РАН) при граничных условиях, которые типичны для ряда южноуральских медноколче-данных месторождений, представленных пласто- и линзообразными залежами [1].

Объемная упругая весомая модель представляет собой фрагмент литосферы размерами 600х600х300 м и позволяет имитировать отработку пологой рудной залежи системой разработки с закладкой выработанного пространства при различной высоте вертикального обнажения камер.

Моделирование в объемной постановке задачи заключалось в геомеханической оценке НДС массива, вмещающего пологое рудное тело мощностью до 40 м, при его отработке камерной системой разработки с твердеющей закладкой выработанного пространства камерами высотой от 20 до 40 м при сплошном порядке отработки камер и камерно-целиковой схеме, т.е. с разделением на камеры первой и второй очереди.

Глубина расположения рудного тела принята равной 200 м (как средняя глубина залегания рудных тел № 3, 5 Камаганского месторождения). При моделировании учитывалась только вертикальная составляющая напряжений, действие тектонических сил не рассматривалось виду их малых значений при данной глубине горных работ.

По результатам математического моделирования НДС горного массива получены значения главных напряжений о1 и о2, а также линейных горизонтальных деформаций е.

Исследовались три варианта отработки запасов.

Первый вариант (рис. 1, а) включает анализ напряженно-деформированного состояния массива горных пород при освоении запасов пологого рудного тела мощностью 40 м камерной системой разработки с твердеющей закладкой с высотой этажа 20 м в сплошном порядке от центра к флангам.

Вторая стадия (рис. 1, б) включает геомеханическую оценку состояния массива при отработке пологого рудного тела мощностью 40 м с высотой камер, равной мощности рудного тела.

На третьей стадии (рис. 1, в) исследований проведено моделирование отработки пологого рудного тела мощностью 40 м камерной системой разработки с твердеющей закладкой и высотой камер 20 м по камерно-целиковой схеме отработки камер.

При отработке центральной камеры высотой 20 м происходит рост главных напряжений о1 до 5,5 МПа в породах кровли залежи. В боках камеры возникают зоны концентрации напряжений, где максимальное значение о1 составляет 8 МПа. Минимальные нормальные напряжения при этом снижаются на 10% относительно естественного состояния массива и составляют 1,21,8 МПа. В кровле отработанной камеры наблюдается незначительное их повышение до 2 МПа.

Анализ напряжений в окружающем выработанное пространство горном массиве на первом этапе отработки рудного тела указывает

Рис. 1. Схемы моделирования отработки рудного тела

на относительную разгрузку от сжимающих напряжений в при-контурных породах боков и кровли и концентрацию незначительных по величине сжимающих напряжений в породах боков выработанного пространства.

Увеличение размеров выработанного пространства при отработке камер второй очереди приводит к расширению зоны концентрации сжимающих напряжений в боках и почве выработанного пространства. Уровень напряжений 01 составляет 2-10 МПа. Вместе с тем в приконтурном массиве кровли фиксируется разгрузка от сжимающих напряжений при этом минимальные напряжения о2 достигают 1,2-1,4 МПа, а в кровле целика - 0,6-0,8 МПа.

При дальнейшем развитии горных работ отмечается рост напряжений о1 в боках выработанного пространства. Уровень сжимающих напряжений в кровле очистных камер составляет более 8 МПа. В основании и кровле ленточного искусственного целика наблюдается снижение значений сжимающих напряжений, при этом напряжения о2 переходят в растягивающие и составляют 0,1 МПа. Учитывая значительные размеры целика (30 м) растягивающие напряжения не повлияют на его устойчивость.

Моделирование показало, что последовательная отработка камер, начиная от центра рудного тела, приводит к росту нормальных напряжений о1 над непогашенной камерой на 1-1,5 МПа при расширении выработанного пространства (рис. 2, а). При этом кровля целика испытывает значительную разгрузку от сжимающих напряжений и переходят в стадию растяжения до 0,2 МПа (рис. 2, б).

Рис. 2. Графики распределения напряжений в1 (а) н а2 (б) на этапах очистных работ по сечению на уровне кровли камер (модель 1)

Начальная стадия отработки рудного тела отмечается равномерным распределением горизонтальных деформаций, а их уровень сопоставим с естественным состоянием массива. Последующие стадии отработки характеризуются резким ростом горизонтальных деформаций в массиве над выработанным пространством. Следует отметить, что горизонтальные деформации, возникающие при отработке рудного тела камерами высотой 20 м, являются сжимающими и не превышают уровня, при котором нарушается сплошность вышележащего массива. Горизонтальные деформации на третьей стадии отработки достигают уровня более 0,55 мм/м.

Моделирование напряженно-деформированного состояния массива горных пород вблизи отработки пологого рудного тела мощностью 40 м камерной системой разработки с высотой этажа 20 м показало, что конструктивные элементы системы разработки (кровля и бока очистных камер) находятся в устойчивом состоянии. Расширение выработанного пространства не приведет к нарушению сплошности горного массива.

Отработка центральной камеры на всю мощность рудного тела (40 м) приводит к незначительному росту нормальных напряжений в породах кровли рудного тела. В частности, напряжения о1 на уровне кровли составляют 5,5 МПа, в боках отработанной камеры - достигают 9,0 МПа. При этом в боках выработанного пространства отмечается концентрация напряжений <з2 от 0,4 до 1,2 МПа.

Последующая отработка камер приводит к росту главных напряжений о1 в кровле рудного массива до 7 МПа и к разгрузке кровли искусственного целика от сжимающих напряжений до уровня в 2 МПа. Интервал распределения максимальной компоненты напряжений в целике составляет 7^8,5 МПа, что на порядок выше напряжений, возникающих в целике при его высоте 20 м и в 1,5-2,0 раза выше нормативной прочности закладочного массива (2-5 МПа). Уровень главных напряжений <з2 составляет 0,5^1,5 МПа. При этом большее значение соответствует напряжениям в кровле над рудным массивом, меньшее - в целике.

Расширение выработанного пространства приводит к разгрузке искусственного целика от сжимающих напряжений. Однако в боках камеры со сторону рудного массива происходит расширение зоны концентрации сжимающих напряжений. Напряжения о1 составляют 8-13 МПа. Значения напряжений <з2 в данной зоне минимальны - 0,8^1,2 МПа. Кровля выработанного пространства испытывает незначительные растягивающие напряжения до 0,2 МПа. Дальнейшее расширение приведет к росту уровня растягивающих напряжений.

• .....—•— тт 1 —П- , —Д— ИйА! .....- ЕтСТМИсМ МСТМШг НКНИ

Рис. 3. Графики распределения напряжений аI (а) н а2 (б) на этапах очистных работ по сечению на уровне кровли камер (модель 2)

Анализ графиков распределения напряжений при расширении выработанного пространства (рис. 3, а) показывает, что в кровле очистного пространства наблюдается рост напряжений 01 со стороны рудного массива и разгрузка над искусственным целиком. Напряжения о2 переходят в стадию растяжения до 0,2 МПа (рис. 3, б), что непременно приводит к возникновению трещин разрыва и значительным сдвиговым деформациям кровли очистного пространства вблизи целика. Кроме того, в целике шириной 10 м (после первой стадии отработки) развиваются сжимающие напряжения, которые выше нормативного предела прочности закладочного массива почти в 2 раза. Такая ситуация неизбежно приведет к разрушению искусственного целика и обрушению кровли очистного пространства. Данное обстоятельство ухудшает появление горизонтальных деформаций растяжения на третьей стадии отработки, составляющие 0,2 мм/м.

Для повышения устойчивости искусственного целика необходимо использование закладочной смеси с более высокой прочностью закладки. Увеличение ширины целика невозможно вследствие ограниченной длины горизонтального обнажения камер не более 10 м.

Отработка камер по камерно-целиковой схеме сопровождается ростом напряжений о1 в кровле центральной очистной камеры до 6,5 МПа и постепенной стабилизацией к краям рудного тела. Минимальная компонента напряжений о2 находится в интервале 1,3^1,8 МПа. Такое распределение напряжений и их величина обеспечивает значительную устойчивость кровли очистных камер.

Отработка камер второй очереди вызывает разгрузку от сжимающих напряжений о1 в массиве кровли рудного тела. Напряжения о2 переходит в стадию растяжения, напряжения достигают 1,4 МПа, что может вызвать в массиве появление трещин разрыва

и обрушение кровли. В связи с этим необходимо уменьшать пролет подработки путем последовательной закладки камер и свести к минимуму время стояния незаложенных камер.

Проведенный комплекс геомеханических исследований показал, что в связи с неблагоприятными горно-геологическими условиями, а также учитывая морфологию залегания рудных тел □ 3 и 5 целесообразно уменьшение высоты очистной камеры до 20 м [2]. За счет этого обеспечивается устойчивое состояние камеры до ее заполнения закладочной смесью. Развитие фронта горных работ возможно в сплошном порядке, без оставления целиков, от центра камеры к флангам. Отработка рудных тел также может производиться по камерно-целиковой схеме с формированием целиков шириной равной ширине камеры и отрабатываемых во вторую очередь [3].

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Выбор рационального варианта доработки рудного тела № 12 Кама-ганского месторождения подземным способом / Р.С. Хазеев, С.А. Корнеев, A.M. Мажитов, В.С. Корнеева, А.Н. Малова // Комплексное освоение месторождений полезных ископаемых: сб. научных трудов. - Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2012. - С. 98 - 105.

2. Проектные решения по доработке рудных тел № 3, 5 Камаганского месторождения подземным способом / С.А. Корнеев, A.M. Мажитов, В.С. Корнеева, Б.Н. Клебан // Актуальные проблемы современной науки, техники и образования: материалы 71-й межрегиональной научно-технической конференции / под ред. В.М. Колокольцева. - Магнитогорск: Изд-во Магнитогорск. гос. техн. ун-та им. Г.И. Носова, 2013. - Т.1. - С. 35-38.

3. Обоснование способов освоения и систем разработки маломощных рудных тел Камаганского медноколчеданного месторождения / М.В. Рыль-никова, С.А. Корнеев, А.М. Мажитов, В.С. Корнеева // Горный журнал, 2014, № 5 - С. 86-90. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Мажитов Артур Маратович - кандидат технических наук, ассистент, artur.mazhitov@yandex.ru,

Корнеев Сергей Александрович - кандидат технических наук, доцент, korneev1977@bk.ru,

Корнилов Сергей Николаевич - доктор технических наук, заведующий кафедрой промышленного транспорта, kornilov_sn@mail.ru Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова,

UDC 622.273.32

THE EFFECT OF ALTITUDE CAMERA ON A STABLE ARRAY WHEN MINING STOCKS DEPOSIT OF KAMAGAN

Mazhitov Artur Maratovich, candidate of Technical Sciences, assistant of the Department, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia, Korneev Sergey Aleksandrovich, candidate of Technical Sciences, associate professor, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia, Kornilov S.N., Doctor of Technical Sciences, kornilov_sn@mail.ru, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia.

The investigations of the stress-strain state of the ore bodies at working field of Kama-gan. As a result, investigations have revealed patterns of change in the horizontal and vertical stresses at different parameters of height and the development of mining cameras front of mining operations.

Key words: Kamaganskoe chalcopyrite deposits, the stress-strain state of the array, geomechanical assessment Prikaryerny stocks, options of treatment chambers.

REFERENCES

1. Vybor racional'nogo varianta dorabotki rudnogo tela № 12 Kamaganskogo mestorozhdenija podzemnym sposobom (The choice of a rational variant refinement of the ore body №12 of deposit of Kamagan by underground) / R.S. Hazeev, S.A. Korneev, A.M. Mazhitov, V.S. Korneeva, A.N. Malova // Kompleksnoe osvoenie mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh: sb. nauchnyh trudov. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2012. pp. 98 - 105.

2. Proektnye reshenija po dorabotke rudnyh tel № 3, 5 Kamaganskogo mestorozhdenija podzemnym sposobom (Design decisions on completion of the ore bodies number 3, 5 Kamaganskogo deposit by underground) / S.A. Korneev, A.M. Mazhitov, V.S. Korneeva, B.N. Kleban // Aktual'nye problemy sovremennoj nauki, tehniki i obrazovanija: materialy 71-j mezhregional'noj nauchno-tehnicheskoj konferencii / pod red. V.M. Ko-lokol'ceva. Magnitogorsk: Izd-vo Magnitogorsk. gos. tehn. un-ta im. G.I. Nosova, 2013. T.1. pp. 35-38.

3. Obosnovanie sposobov osvoenija i sistem razrabotki malomoshhnyh rudnyh tel Kamaganskogo mednokolchedannogo mestorozhdenija (Substantiation of ways of development and the development of low-power systems orebodies Kamaganskogo chalcopyrite deposits) / M.V. Ryl'nikova, S.A. Korneev, A.M. Mazhitov, V.S. Korneeva // Gornyj zhurnal, 2014, No 5, pp. 86-90.

© A.M. Мажитов, C.A. Корнеев,

И.А. Пыталев, T.C. Кравчук, 2015

УДК 622.271.333:622.023

А.М. Мажитов, С.А. Корнеев, И.А. Пыталев, Т.С. Кравчук

ОЦЕНКА УСТОЙЧИВОСТИ БОРТОВ КАРЬЕРА «КАМАГАН» ПРИ ПОДЗЕМНОЙ ДОРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Обозначены причины возникновения деформаций северо-западного борга карьера «Камаган» при ограбогке барьерного целика между огкрыгыми и подземными горными рабогами. Произведена оценка коэффициента запаса устойчивости борга карьера, с учегом динамики ограбогки запасов и обоснованы этапы и объемы пригрузки северо-западного борта с целью удержания его в устойчивом состоянии.

Ключевые слова: деформация, коэффициент запаса устойчивости, барьерный целик, контрфорс, борт карьера, откос.

Медноколчеданное месторождение «Камаган» расположено на территории Баймакского района Республики Башкортостан в черте г. Сибай в 3 км к северу от Сибайского карьера. Месторождение представлено группой линзообразных и пластообразных залежей мощностью от 1-1,5 м до 20 м. Руды сплошные и вкрапленные с содержанием меди от 1,4 до 3 % и цинка от 1 до 2,3 %.

Эксплуатация месторождения начата в августе 2001 г. Верхняя залежь вскрыта и отработана открытым способом до глубины 150 м. Оставшиеся за контуром карьера балансовые запасы рудных тел № 2, 3, 4, 5, 6, 7 и 12, объем которых составляет 2153,4 тыс. т., в настоящий момент отрабатываются подземным способом.

Наибольшую сложность для отработки представляет участок рудного тела № 12, так как в зону влияния подземных горных работ попадает линия электропередач 110 кВ (рис. 1). В связи с этим в отчете по научно-исследовательской работе [1], выполненной ООО «УралГеоПроект», приведен анализ влияния существующей технологии и состояния горных работ на устойчивость подрабатываемых бортов карьера и поверхности.

Согласно плану развития горных работ Сибайского подземного рудника на 2014 г. отработку основных запасов рудного те-

ла № 12 планируется завершить и перейти к выемке разделительного целика между открытыми и подземными горными работами. При этом начальный этап отработки целика был осложнен активизацией деформаций северозападного борта.

Деформации зафиксированы в виде отдельных трещин, осы-Рис. 1. Зона сдвижения на земной по- пеобразования бровок верхности при доработке месторождения уступа. Дальнейшее

подземным способом деформирование про-

текает в виде просадок прибортовой поверхности и верхних уступов, сложенных наносами и выветрелыми породами, а также раскрытия трещин и увеличения их количества. В случае активизации деформационных процессов необходима приостановка горных работ по выемке барьерного целика до стабилизации состояния откосов с обязательным выполнением расчетов устойчивости деформирующихся участков и составлением соответствующих рекомендаций.

Развитие площади подработки северо-западного борта привело к активизации деформаций в виде значительных просадок прибортовой поверхности. Происходящие подвижки приводят к деформированию опор ДЭП в виде их наклона к вертикальной оси и образованию трещин по трассе карьерной дороги.

В качестве основных причин, вызвавших к активизации деформаций северо-западного борта карьера, можно выделить:

- наличие значительного числа разноориентированных тектонических трещин на участке борта;

- отсутствие подпора борта в виде дополнительного пригру-за пустыми породами;

- возможное увеличение коэффициента недозаклада выработанного пространства твердеющей смесью при выемке основных запасов рудного тела № 12, установленное в размере 5 % от высоты камеры;

- обводнение ослабленных выветрелых пород и наносов на верхних горизонтах борта, в том числе за счет техногенных стоков;

- массовые взрывы в период производства очистных работ.

Скорости оседания по результатам маркшейдерских наблюдений на конец декабря 2014 г. достигали 30-40 мм/сутки. В настоящее время наблюдается развитие деформаций в виде просадок поверхности и бровок уступов, а также локальных вывалов и обрушений нарушенных пород в пределах сформировавшейся призмы скольжения, ограниченной на поверхности образовавшейся линией отрыва.

В связи со сложившейся ситуацией была проведена оценка геомеханического влияния горных работ на напряженно-деформированное состояние массива [4]. Оценка осуществлялась с помощью математического моделирования методом конечных элементов в упругой постановке задачи. Для расчета сложных моделей, имитирующих последовательность развития горных работ, целью которых служит получение преимущественно качественного решения, упругое решение является вполне приемлемым.

С этой целью были разработаны математические модели последовательности отработки рудного тела № 12 (в период горных работ за 2014 г.).

Первая модель рассматривает напряженно-деформированное состояние массива в заключительный период отработки основных запасов рудного тела (на начало 2014 г.). Второй этап моделирования оценивает влияние пригрузки на состояние подрабатываемого борта карьера после отработки основных запасов.

Третья и четвертая модели представляют собой варианты отработки барьерного целика с формированием пригруза пустой породой и без него. В пятой модели оценивается устойчивость борта карьера при отработке разделительного целика открытыми камерами. Шестая модель характеризует напряженно-деформированное состояние массива при отработке разделительного целика системой с обрушением и расположением панелей по простиранию (рис. 2).

Отработка основных запасов рудного тела № 12 сопровождается концентрацией напряжений на флангах выработанного пространства и разгрузкой от напряжений кровли центральных отрабатываемых камер. В связи с этим возможно увеличение пролета камеры на пологих участках рудного тела. Величина главных нормальных напряжений 01 в зонах концентрации составляет 21,7 МПа. Нормальные напряжения о2 в зоне влияния отработки

'X

•х •X

Рис. 2. Варианты моделирования напряженно-деформированного состояния массива

барьерного целика в пределах призмы скольжения - растягивающие и составляют порядка 1,3 МПа. Соотношение 01 и о2 на участках массива, слагающего рудное тело, указывает на предельное устойчивое состояние борта карьера и возможность смещения призмы скольжения. Сжимающие и растягивающие напряжения составляют порядка 30-40 % от предела прочности образцов пород на сжатие и растяжение, полученные в лабораторных условиях. В связи с эти можно утверждать, что коэффициент запаса прочности находится в пределах 1,3-1,4.

Дополнительная пригрузка борта карьера (рис. 3) оказывает благоприятное влияние на напряженно-деформированное состояние массива (рис. 2). Это определяет снижение напряженности массива на 12-15 % и соответственно увеличение коэффициента запаса прочности до 150 %. Главные нормальные напряжения о1 и о2 находятся в диапазоне от -19,0 (в кровле целика) до -2,0 МПа и от -6,7 до -0,0 МПа соответственно.

Дополнительный пригруз борта карьера способствовал переводу напряженного состояния целика в условиях объемного сжатия, что объясняется снижением компоненты напряжений о1 и увеличение о2.

борту карьера после отработки основных запасов и формирования пригруза борта

Отработка барьерного целика системой разработки с обрушением вышележащих уступов может привести к реализации касательных напряжений за счет выполаживания борта и смещения призмы в выработанное пространство, если пригрузка не обеспечит дополнительный подпор подработанного борта карьера. Она является «экраном», защищающим от разлета кусков руды при взрывных работах.

Выемка барьерного целика открытыми камерами на всю ширину без принудительного обрушения вышележащих уступов приведет к разрушению кровли выработанного пространства и самопроизвольной ликвидации выработанных пустот. Неконтролируемое самообрушение кровли выработанного пространства недопустимо в виду обеспечения безопасности горных работ (действие воздушной волны).

Отработка барьерного целика длинными панелями по простиранию не оказывает какого-либо негативного воздействия на напряженность массива. Главные нормальные напряжения о1 находятся в диапазоне от -34,4 МПа до -2 МПа. Напряжения в целике являются сжимающими и не превышают предела прочности пород и руд.

Главные нормальные напряжения о1 и о2 при отработке барьерного целика панелями, расположенными по простиранию борта, находятся в таком же напряженном состоянии, как и при отработке короткими панелями вкрест простирания целика. Подработка барьерного целика при отсутствии пригруза борта пустой породой приводит к появлению растягивающих напряжений о2 (рис. 4) по контуру карьера, а также к активизации высоких касательных напряжений, сосредоточенных в призме скольжения (рис. 5), что, вероятно, может привести к сползанию призмы упора по линии скольжения.

Рис. 4. Изолинии главных нормальных напряжений а1 (а) и а2 (б) при отработке барьерного целика панелями (лентами) по простиранию

Рис. 5. Изолинии касательных напряжений при отработке барьерного целика панелями (лентами) по простиранию

Выемка барьерного целика, т.е. удаление призмы упора независимо от способа отработки ведет к сниже-

нию устойчивости подрабатываемого борта и его деформации в разных формах. Избежать этого возможно только компенсацией потери устойчивости пригрузкой, креплением. При отсутствии компенсирующих мероприятий деформации неизбежны, причем, при пологом залегании рудной залежи будет деформироваться поверхность скольжения от границы отрабатываемого рудного целика, т.е. не локальная, а общая поверхность скольжения.

Таким образом, основной причиной деформирования уступов северо-западного участка борта карьера является несоответствие технологии выемки разделительного целика проектной [2]: в большей степени, отсутствие пригруза борта пустыми породами. Отработка разделительного целика в борту карьера по схеме, принятой проектом, неизбежно требует предварительного создания породного навала в основании карьера, что повышает устойчивость борта и позволяет снизить нормативную прочность закладки в подземных камерах, а, соответственно, и затраты на ее возведение [3].

В отчете по научно-исследовательской работе [4], специалистами ООО «Маггеопроект» были произведены исследования по обоснованию необходимости формирование породного пригруза, а также расчет необходимых объемов пустых пород для его формирования.

Были построены круглоцилиндрические линии скольжения по общепринятой методике ВНИМИ [5, 6] и выполнены расчеты общей и местной устойчивости северо-западного борта карьера в отм. 373-323 м, 337-296 м, отм. 337-244 м (рис. 6) с учетом подземной подработки [7, 8].

Коэффициент запаса устойчивости откоса в отм. 373-323 м составил 0,8. Деформация от начальной стадии (образование за-кольных трещин) перешла в стадию активную - сдвиг горной массы и образование обрушения.

Рис. 6. Схема к оценке устойчивости Северо-западного борта карьера «Камаган» (положение на 01.12.2014 г.)

Коэффициент запаса устойчивости для откоса в отм. 337-296 м равный 1,05 подтверждает фактическое образование закольных трещин - начало деформации. Состояние откоса близко к предельному при дополнительном внешнем воздействии любых динамических нагрузок. Стадия развития деформации может перейти от образования трещин к активизации сдвижений.

Коэффициент запаса устойчивости откоса в отм. 337-244 м равен 1,1. Такой запас прочности не позволит вести подземные горные работы без образования значительных нарушений откосов.

Коэффициент запаса устойчивости всего борта в отм. 373244 м составил 1,12. Откос находится в устойчивом положении, но состояние также близко к предельному. Сохранение борта карьера потребует внедрения мероприятий по укреплению конструкции: разнос верхней части борта с целью разгрузки призмы активного давления (развитие деформации на вышележащих уступах может привести к нарушениям и в нижней части массива) и пригрузки его нижней части - призмы упора [9].

В настоящее время активизировались деформационные процессы групп уступов, поэтому первым этапом укрепления борта может быть отсыпка контрфорса в районе значительного образования трещин.

Рис. 7. Схема к определению параметров первого этапа пригрузки Северо-западного борта карьера «Камаган»

Анализ величин сдвигающих и удерживающих сил в блоках призмы скольжения 337-244 м показал, что граница между призмой активного давления и призмой упора находится в месте выхода предполагаемой деформации уступов в отметках 337 м - 296 м (рис. 7).

Масса призмы отсыпаемых пород первого этапа составляет 932 т, площадь сечения контрфорса - 730 м2, высота контрфорса - 47 м. При простирании закольных трещин на 47 м, предполагаемый объем отсыпки пород не менее 40

Рис. 8. Схема к определению параметров тыс. м3. второго этапа пригрузки Северо-западного Граница призмы

борта карьера «Камаган» активного давления

для всего борта находится на отм. 323 м. Для удержания северо-западного борта в устойчивом состоянии после отработки запасов барьерного целика требуется отсыпать контрфорс с параметрами, приведенными ниже (рис. 8).

Масса призмы отсыпаемых пород на втором этапе укрепления составляет - 2019 т, площадь сечения контрфорса должна составлять 1830 м2, угол естественного откоса пород контрфорса

- 34 град, высота контрфорса -70 м, объем отсыпки пород при-грузки равен 350 тыс. м3.

Таким образом, формирование навала планируется осуществить в два этапа. Первый этап укрепления - это отсыпка пород в районе активизации деформационных процессов групп уступов, второй этап отсыпки контрфорса - удержание всего Северозападного борта в устойчивом состоянии после отработки запасов барьерного целика.

Для точного определения объема работ требуется уточнение физико-механических свойств пород в области деформаций и построение паспорта укрепления северо-западного борта.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Обоснование границ зоны опасных сдвижений при подземной разработке, определение влияния отработанного карьера на подземные выработки и на технологию ведения подземных горных работ Камаганского месторождения СФ ОАО «Учалинский ГОК». / ООО «УралГеоПроект». - Магнитогорск - 2014 г.

2. Техническое перевооружение Сибайского подземного рудника. Отработка подземным способом рудного тела №12 Камаганского месторождения. / ООО «Маггеопроект». - Магнитогорск - 2013 г.

3. Каплунов Д. Р. Комбинированная геотехнология: учебное пособие / Д.Р. Каплунов, М.В. Рыльникова // Москва: Горная книга, 2011. - 241 с.

4. Научное сопровождение подземных горных работ при отработке Камаганского месторождения» (комплексное геомеханическое и технологическое сопровождение подземных горных работ). / ООО «Маггеопроект». -Магнитогорск - 2014 г.

5. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах СПб, 1998 - 208 с. (Минтопэнерго РФ РАН гос. НИИ гор. геомех. и марк-шейд. дела.

6. Мельников И. Т. Автоматизированный расчет устойчивости откосов бортов карьеров / И.Т. Мельников, В.Ю. Заляднов, Н.С. Шевцов, Е.В. Павлова, А.Ю. Погорелов, А.Н. Смяткин// Вестник МГТУ им. Г.И Носова -Магнитогорск, 2013. - № 2 (42). -С. 8-12.

7. Кузнецова Т.С. Предельная высота подработанного откоса подземными выработкам при действии объемных сил / Т.С. Кузнецова, Т. В. Некерова // Вестник МГТУ им. Г.И Носова - Магнитогорск, 2009. - № 3. -С. 5-8.

8. Гавришев С.Е. Методика обоснования параметров бортов карьеров при выемке прибортовых запасов при комбинированной геотехнологии / С.Е. Гавришев, Т.С. Кузнецова, Т.В. Некерова // Вестник МГТУ им. Г.И Носова - Магнитогорск, 2010. -№ 1. -С. 14-17. ГТТШ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Мажитов Артур Маратович - кандидат технических наук, ассистент, artur.mazhitov@yandex.ru,

Корнеев Сергей Александрович - кандидат технических наук, доцент, korneev1977@bk.ru,

Пыталев Иван Алексеевич - кандидат технических наук, доцент, Pytalev_Ivan@mail.ru,

Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова, Кравчук Татьяна Сергеевна - кандидат технических наук, доцент, ЮжноУральский государственный университет, fit.1311@mail.ru.

UDC 622.271.333:622.023

THE ESTIMATE OF WALL STABILITY OF OPEN PIT "KAMAGAN" IN UNDERGROUND CLEANING-UP OF THE DEPOSITS

Mazhitov Artur Maratovich, candidate of Technical Sciences, assistant of the Department, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia, Korneev Sergey Aleksandrovich, candidate of Technical Sciences, associate professor, Magnitogorsk State Technical University named G.I. Nosov, Russia, Pytalev Ivan Alekseevich - associate professor, PhD in Technical Sciences, State Educational Government-Financed Institution of Higher Professional Education of the Nosov Magnitogorsk State Technical University; Pytalev_Ivan@mail.ru, Russia, Kravchuk Tatiana Sergeevna - associate professor, PhD in Technical Sciences, South Ural State University (SUSU); fit.1311@mail.ru, Russia.

Authors denoted reasons of the rise of the deformation north-west of wall open pit "KAMAGAN" in development of barrier pillar between open and underground mining.. It carrying out the estimate of safety factor of open-pit side with account of dynamics of development of store. It substantiated stages and volumes surcharge of the north-west of wall for the purpose of retention it in a steady state.

Key words: deformation, safety factor, barrier pillar, buttresses, pit walls, slopes.

REFERENCES

1. Obosnovanie granic zony opasnyh sdvizhenij pri podzemnoj razrabotke, opredele-nie vlijanija otrabotannogo karera na podzemnye vyrabotki i na tehnologiju vedenija podzemnyh gornyh rabot Kamaganskogo mestorozhdenija SF OAO «Uchalinskij GOK» (Justification zone boundaries dangerous displacement in underground mining, quarry waste to determine the effect on the underground workings and the technology of underground mining Kamaganskogo field SF of «Uchalinsky mine») / OOO «UralGeoProekt». Magnitogorsk,

2014.

2. Tehnicheskoe perevooruzhenie Sibajskogo podzemnogo rudnika (Technical Sibai underground mine). Otrabotka podzemnym sposobom rudnogo tela No 12 Kamaganskogo mestorozhdenija. / OOO «Maggeoproekt». Magnitogorsk, 2013.

3. Kaplunov D.R. Kombinirovannaja geotehnologija (Combined Geotechnology): uchebnoe posobie / D.R. Kaplunov, M.V. Ryl'nikova // Moscow: Gornaja kniga, 2011. 241 p.

4. Nauchnoe soprovozhdenie podzemnyh gornyh rabot pri otrabotke Kamaganskogo mestorozhdenija» (kompleksnoe geomehanicheskoe i tehnologicheskoe soprovozhdenie podzemnyh gornyh rabot) (Scientific support of underground mining at working Kamaganskogo field (complex geomechanical and technological support of underground mining)) / OOO «Maggeoproekt». Magnitogorsk, 2014.

5. Pravila obespechenija ustojchivosti otkosov na ugol'nyh razrezah (Rules to ensure the stability of slopes in the coal mines ), SPb, 1998, 208 s. (Mintopjenergo RF RAN gos. Nil gor. geomeh. i markshejd. dela.

6. Mel'nikov l.T. Avtomatizirovannyj raschet ustojchivosti otkosov bortov kar'erov (Automated calculation of slope stability pit) / l.T. Mel'nikov, V.Ju. Zaljadnov, N.S. Shevcov, E.V. Pavlova, A.Ju. Pogorelov, A.N. Smjatkin// Vestnik MGTU im. G.l Nosova. Magnitogorsk, 2013. No 2 (42). pp. 8-12.

7. Kuznecova T.S. Predel'naja vysota podrabotannogo otkosa podzemnymi vyrabot-kam pri dejstvii obemnyh sil (Limiting the height of the slope underground workings to earn some money under the action of body forces) / T.S. Kuznecova, T.V. Nekerova // Vestnik MGTU im. G.l Nosova. Magnitogorsk, 2009. No 3. pp. 5-8.

8. Gavrishev S.E. Metodika obosnovanija parametrov bortov kar'erov pri vyemke pribortovyh zapasov pri kombinirovannoj geotehnologii (Methodology study options pit at recess pribortovyh stocks when combined geotechnology) / S.E. Gavrishev, T.S. Kuznecova, T.V. Nekerova // Vestnik MGTU im. G.l Nosova. Magnitogorsk, 2010. No 1. pp. 14-17.

© В.Н. Калмыков, P.C. Хазеев, В.В. Латкин, П.В. Волков, 2015

УДК 622.281.424

В.Н. Калмыков, Р.С. Хазеев, В.В. Латкин, П.В. Волков

ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ НОВЫХ МАТЕРИАЛОВ ДЛЯ КРЕПЛЕНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК НАБРЫЗГБЕТОНОМ

Представлены результаты проведенных испьпаний новых материалов. Показана возможность уменьшения толщины покрытия за счет высоких прочностных характеристик.

Ключевые слова: анкер, набрызгбетон, специальный металлический профиль.

Крепление горных выработок на подземных рудниках производится преимущественно набрызгбетонной, штанговой и комбинированной крепями. На участках выработок в неустойчивых породах крепление осуществляется рамами СВП и бетонной крепью [1].

В настоящее время для крепления горных выработок разработаны новые способы и материалы, которые можно использовать на подземных рудниках, характеризующихся сложными горногеологическими условиями [3].

Для частичной или полной замены традиционных твердеющих составов набрызгбетонной крепи в настоящее время разработаны торкрет - смеси марок Капцем, производства ООО «Минова», включающая в качестве армирующих элементов полимерные волокна, и МБВ различных модификаций, производства ООО «Карьер Гора Хрустальная», которые предназначены для крепления стенок и боков выработок набрызгбетоном, заделки межрамного пространства арочных и трапециевидных металлических крепей; для ремонта строительных и горных конструкций путем нанесения на них как защитного, так и несущего слоя методом «сухого» набрызгбетонирования.

Были проведены опытно-промышленные испытания с целью оценки возможности их использования в качестве временной и постоянной крепи в условиях медноколчеданных месторождений.

Предварительно были организованы лабораторные исследования по изучению прочностных характеристик смесей. Они включали

а

б

Рис. 1. Фото этапов проведения лабораторных испытаний: а - приготовление состава; б - размещение форм с различными составами для последующих испытаний на сжатие; в - приготовление балочек для испытаний на изгиб; г - определение сроков схватывания составов прибором Вика

определение: сроков схватывания образцов по ГОСТ 310.3-76, предела прочности при изгибе и сжатии по ГОСТ 310.4-81(ВСН 50-87) и ГОСТ 10180-90 (рис. 1).

В результате испытаний установлено, что начало схватывания образцов из материалов Капцем и МБВ наступает через 100 минут, а конец схватывания - через 180 мин, что соответствует заявленным характеристикам и значительно меньше, чем у обычного набрызгбетона без добавления ускорителей схватывания.

Для определения предела прочности при изгибе изготавливались образцы — балочки из раствора с отношением для Капцем — вода: порошок 0,18: 1,0, для МБВ - 0,24: 1.

После изготовления образцы в формах хранились не менее (24±1) ч во влажных опилках, обеспечивающих относительную влажность воздуха 90 % и более.

Результаты испытаний образцов — балочек приведены в табл. 1, а графики зависимости прочности на изгиб от времени твердения материалов Капцем и МБВ представлены на рис. 2.

Таблица 1

Результаты испытаний образцов — балочек по ГОСТ 310.4-81

Период испытаний, сут. Прочность на сжатие, МПА

Номер образца* Среднее

1а 1б 2а 2б 3а 3б а б

1 5,27 0,30 5,37 0,35 5,60 0,52 5,41 0,39

3 6,91 3,94 6,68 3,59 6,80 5,02 6,80 4,18

7 8,18 6,63 8,20 7,45 8,18 6,87 8,19 6,98

28 9,59 8,23 9,26 6,66 9,84 8,79 9,56 7,89

* Значения: а - материал Капцем, б - материал МБВ.

1 2 3 4 5 6 7 а 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 2? 23 Время нажгашй, еуг,

ННМЫМОО -*-МБВ 410 -»-Катим

Рис. 2. Графики зависимости прочности на изгиб от времени твердения материалов Капцем и МБВ

Анализ прочностных характеристик на изгиб рассматриваемых материалов показал, что при лабораторных испытаниях на 28 сутки получено значение для Капцем 9,56 МПа для МБВ - 7,89 МПа, что выше прочностных показателей на изгиб набрызгбетона, приготовленного с использованием цемента марки М400, соответственно в 7,9 и 6,5 раз.

Результаты испытаний предела прочности при сжатии представлены в табл. 2, а графики набора образцами прочности на сжатие, представлены на рис. 3.

Анализ графиков показал, что в первые трое суток материал Капцем набирает 50% от нормативной прочности, а МБВ - 30%. Прочностные показатели образцов из материала Капцем выше, чем у материала МБВ на 28 сутки в среднем на 10 %.

Опытно-промышленные испытания технологии крепления горных выработок материалом Капцем проводились на Сибай-ском подземном руднике ОАО «Учалинский ГОК».

Таблица 2

Результаты испытаний предела прочности при сжатии по ГОСТ 10180-90

Период ис- Прочность на сжатие МПА

пытаний, Номер образца* Среднее

сут. 1а 1б 2а 2б 3а 3б а б

1 4,8 1,51 5,78 1,54 5,76 1,56 5,77 1,55

3 18,7 8,78 20,99 10,40 19,60 10,39 20,30 10,39

7 31,85 20,47 32,2 28,28 32,1 31,21 32,1 29,74

28 39,7 34,3 39,3 36,1 39 32,2 39,2 34,1

* Значения: а - материал Капцем, б - материал МБВ

£ 40,00

2 35,00

=~ 30,00

| 2.5,00

а 20,00

л 15,00 о 10,00

| 5,00 С 0,1)0

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 1® 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 Время стспьшишп, суг.

I ^^МБВ 410 -^МЕВ400 Капцем ~|

Рис. 3. Графики набора образцами прочности на сжатие материалов Капцем и МБВ

В качестве мест проведения ОПИ приняты следующие выработки:

1) ВПШ (север), гор. 509 м. в районе м/т 1793;

2) Заезд в водосборник № 2гор. 509 м;

3) Дренажная сбойка гор.389 м.

В ходе проведения ОПИ оценивались качество нанесения покрытия, величина сцепления материала Капцем с породами на контуре выработок, прочностные характеристики материала на сжатие и изгиб.

Для оценки величины сцепления раствора с массивом на участке пород категории 1Уа проведен отрыв материала от контура выработки в количестве трех образцов при приложении усилий отрыва в 1,92МПа. При испытаниях раствора на участке с устойчивостью пород 1Уб (по руде) наблюдался, отрыв материала вместе с рудной прослойкой от контура выработки двух образцов при приложении усилия отрыва в 0,54 МПа.

Таблица 3

Расчетная толщина набрызгбетонной крепи, покрытия из материалов МБВ 410, МБВ 400 и Капнем

Толщина набрызгбетонной крепи, см 1 2 3 4 5 6 7 8

Толщина покрытия МБВ 410, см 0,37 0,73 1,10 1,47 1,84 2,20 2,57 2,94

Толщина покрытия МБВ 400, см 0,34 0,69 1,03 1,38 1,72 2,07 2,41 2,76

Толщина покрытия Капцем,см 0,4 0,7 1,1 1,4 1,8 2,1 2,5 2,9

Установлено, что при использовании материала в шахтных условиях наблюдается по сравнению с результатами лабораторных испытаний снижение прочностных показателей: при хранении образцов в лабораторных условиях на 2,7 %, при хранении образцов в шахтных условиях на 6,8 %.

Опытно — промышленные испытания материала МБВ проводились на Сафьяновском подземном руднике ОАО «Сафьяновская медь». В качестве участка проведения ОПИ принят Кольцевой штрек гор. -120 м.

При проведении опытно-промышленных испытаний определялись характеристики цементного покрытия из материала МБВ 410 путем заполнения ящиков, размером 50х50х12 мм в шахтных условиях. Результаты испытаний: предел прочности на изгиб 8,9 МПа, на сжатие — 33,9 МПа.

Исходя из прочностных характеристик набрызгбетона, изготовленного из цемента марки М400 и заполнителя крупностью 0,63-10 мм и материалов МБВ 410 и МБВ 400, соотношение толщины набрызгбетонной крепи и покрытия из этих материалов будет соответствовать данным, приведенным в табл. 3.

Результаты проведенных испытаний для Сибайского и Сафь-яновского подземных рудников при строительстве горных выработок, попадающих в зону влияния очистных работ, свидетельствуют о возможности существенно снизить толщину набрызгбетон-ного покрытия при использовании материалов Капцем и МБВ в горном массиве IV категории с 8 см до 5 см, III категории — с 5 см до 3 см, II категории — с 3 см до 1-2 см.

Широкое промышленное внедрение пока сдерживается высокой стоимостью рассматриваемого материала — в среднем в 5 — 7 раз выше по сравнению с цементно - песчаной смесью, используемой на предприятиях.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Свод правил СП 91.13330.2012 «Подземные горные выработки» Актуализированная редакция СНиП II-94-80. Издание официальное. Москва 2012.

2. Инструкция по креплению и поддержанию капитальных, подготовительных, нарезных и разведочных выработок Сафьяновского подземного рудника. - ИГД УрО РАН, Екатеринбург, 2014.

3. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности «Правила безопасности при ведении горных работ и переработке твердых полезных ископаемых» (утв. приказом Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору от 11 декабря 2013 г. N 599)

4. Зубков A.A., Неугомонов С.С., Волков П.В., Латкин В.В. Перспективы применения композитных материалов при креплении горных выработок анкерной крепью.

5. Калмыков В.Н., Зубков A.A., Волков П.В., Пушкарев Е.И., Латкин В.В. Технологии механизированного крепления горных выработок усиленной комбинированной крепью с использованием самозакрепляющихся анкеров и набрызгбетона наносимого способом «мокрого» набрызгбетонирования на подземных рудниках Урала.

6. Технологическая инструкция по возведению крепей подземных горных выработок на рудниках Учалинского ГОКа. - Учалы-Екатеринбург,

2010. um

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Калмыков Вячеслав Николаевич - доктор технических наук, профессор, заведующий кафедрой Латкин Вадим Владимирович - аспирант, Волков Павел Владимирович — старший преподаватель, Магнитогорский государственный технический университет им Г.И. Носова,

Хазеев Ринат Сабирович — главный инженер СФ ОАО «Учалинский ГОК».

UDC 622.281.424

INDUSTRIAL TESTS OF NEW MATERIALS FOR FASTENING OF EXCAVATIONS THE SPRAYED CONCRETE

Kalmykov Vyacheslav Nikolaevich — doctor of technical science, professor, head of natural resources at the State Education Institution of Higher Professional Education «Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov», Russia,

Hazeev Rinat Sabirovich — chiev engineer at the SF OJSC «Uchalinsky GOK», Russia,

Latkin Vadim Vladimirovich — post- graduate student at the department of the underground mining of natural resources at the State Educational Institution of Higher Professional Education «Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov», Russia,

Volkov Pavel Vladimirovich — post- graduate student at the department of the underground mining of natural resources at the State Educational Institution of Higher Professional Education «Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov», Russia.

Results of the carried-out tests of new materials are presented. Possibility of reduction of thickness of a covering at the expense of high strength characteristics is shown.

Key words: anchor, sprayed concrete, the special metal profile.

REFERENCES

1. Svod pravil SP 91.13330.2012 «Podzemnye gornye vyrabotki» Aktualizirovannaja redakcija SNiP 11-94-80 (Rulebook SP 91.13330.2012 «Underground mining» The updated edition of SNIP 11-94-80). Izdanie oficial'noe. Moscow, 2012.

2. Instrukcija po krepleniju i podderzhaniju kapital'nyh, podgotovitel'nyh, nareznyh i razvedochnyh vyrabotok Safjanovskogo podzemnogo rudnika (Instructions for securing and maintaining capital, training, and rifled exploratory workings Safyanovskoye underground mine). IGD UrO RAN, Ekaterinburg, 2014.

3. Federal'nye normy i pravila v oblasti promyshlennoj bezopasnosti «Pravila bezopas-nosti pri vedenii gornyh rabot i pererabotke tverdyh poleznyh iskopaemyh» (utv. prikazom Federal'noj sluzhby po jekologicheskomu, tehnologicheskomu i atomnomu nadzoru ot 11 dekabrja 2013. N 599)

4. Zubkov A.A., Neugomonov S.S., Volkov P.V., Latkin V.V. Perspektivy primenenija kompozitnyh materialov pri kreplenii gornyh vyrabotok ankernoj krepju (Prospects of application of composite materials in the lining of mine workings roof bolting).

5. Kalmykov V.N., Zubkov A.A., Volkov P.V., Pushkarev E.I., Latkin V.V. Tehnologii mehanizirovannogo kreplenija gornyh vyrabotok usilennoj kombinirovannoj krep'ju s ispol'zovaniem samozakrepljajushhihsja ankerov i nabryzgbetona nanosimogo sposobom «mokrogo» nabryzgbetonirovanija na podzemnyh rudnikah Urala (Technology mechanized Excavation support enhanced bolting combined with self-fastening anchors and shotcrete applied method of «wet» nabryzgbetonirovaniya in underground mines in the Urals).

6. Tehnologicheskaja instrukcija po vozvedeniju krepej podzemnyh gornyh vyrabotok na rudnikah Uchalinskogo GOKa (Technological instructions for the construction of supports of underground mine workings in the mines Uchalinsky GOK). Uchaly-Ekaterinburg, 2010.

© Е.А. Емельяненко, М.В. Рыльникова, 2015

УДК 622.841:622.5:634.0.813

Е.А. Емельяненко, М.В. Рыльникова

ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ОРГАНИЧЕСКИХ СОЕДИНЕНИЙ В ЭКОЛОГИЧЕСКИ ЩАДЯЩИХ ТЕХНОЛОГИЯХ ПРИ КОМПЛЕКСНОМ ОСВОЕНИИ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Рассмотрена целесообразность разработки и применения экологически шадяшей технологии выщелачивания меди и цинка из техногенных отходов добычи и переработки медно-колчеданных руд, основанной на применении в качестве интенсификатора сернокислотного выщелачивания фульвокислот, выделенных из гумусовых веществ. Рассмотрены методики и приведены результаты лабораторных исследований по выщелачиванию хвостов обогащения Учалинской обогатительной фабрики и некондиционной фракции рентгенорадиометрической сепарации бедных руд Уча-линского месторождения.

Ключевые слова: окружающая среда, медно-колчеданные месторождения, отходы добычи и обогащения, промышленное загрязнение, гумусовые вещества, фульвокислота, вытяжка, комплексообразование, извлечение меди, цинка, физико-химическая гелотехнология, горнотехническая система.

Ллительное и интенсивное освоение медно-колчеданных месторождений Урала связано с образованием на земной поверхности значительного количества отходов добычи и переработки руд. По содержанию ценных компонентов и общему объему накопленных металлов отходы сопоставимы по многим элементам с рудами перспективных месторождений (табл. 1). К примеру, в отвалах ЗАО «Бурибаевский ГОК» (Республика Башкортостан) складировано 2,5 млн т пород и забалансовых руд с сульфидами и их окислами, содержащих в среднем 0,7% меди (17,6 тыс. т), 0,1 % цинка (2,9 тыс. т), 7,2% серы, 0,5 г/т золота (280 кг), 4,6 г/т серебра (3700 кг). В районе Карабашского медеплавильного комбината (ЗАО «Русская медная компания», Челябинская область) на площади 15 га складированы пиритсодержа-щие породы мощностью до 1,5 м, содержащие до 58% сульфидов с содержанием до 0,26% меди, 0,31 % цинка, 0,1% мышьяка, 0,13% свинца.

Таблица 1

Содержание попутных компонентов в хвостах обогащения медных руд Среднего и Южного Урала [1]

Обогатительная фабрика Содержание компонентов, г/т

Аи Ад ве Те 1п са Со прочие

Красноураль-ская 0,3-1,2 1,0-16,0 Н.Д. Н.Д. Н.Д. Н.Д. 120,0 В1 3,17; Аз 24,7

Кировградская 0,39 7,18 5,0-10,0 3,0-10,0 Н.Д. до 7 Н.Д. БЬ 24,0

Среднеураль-ская 0,6-13 10,8-13 27,0 42,0 2,0 0,07-30 40,0 ве 2,3; ва 16,0

Карабашская 0,91 5,7 35,0 40,0 Н.Д. 38,0 Н.Д. В1 30,0; ве 1,7

Гайская 0,8 4,0 3,2 12,3 0,5 9,1 39,0 ва 22,2

Сибайская 0,75-2,5 13,0-20,0 22,9 26,0 3,56 136 60,0 ве 1,7; ва 14,2

Бурибаевская 1,2-1,7 10,5-11,0 41,0 28,0 Н.Д. 45,0 Н.Д. ве 1,6

Учалинская 0,6-1,2 8,5-20,3 46,5 56,7 6,8 35,7 Н.Д. Н.Д.

Турьинская 0,15 2,88 Н.Д. Н.Д. Н.Д. Н.Д. до 200,0 Н.Д.

Пышминская 0,12 3,24 Н.Д. Н.Д. Н.Д. Н.Д. 50,0 Н.Д.

Таблица 2

Усредненные данные по химическому составу подотвальных вод Учалинского месторождения

№ п/п Наименование Содержание компонентов в по-

компонента дотвальной воде, мг/дм3

1 рН среды 2,8

3 Кальций 356,7

4 Магний 663,9

5 Сульфаты 7464,8

6 Хлориды 49,1

7 Медь 49,6

8 Цинк 444,4

9 Марганец 82,24

10 Кадмий 0,73

11 Кобальт 1,26

12 Никель 0,68

13 Железо общ. 252,6

14 Свинец 0,02

15 Сухой остаток 12990

Экологическая ситуация окружающей среды на территориях горно-обогатительных предприятий медного комплекса оценивается как зона «опасного загрязнения» [1]. Особый экологический вред техногенных отходов медно-колчеданных месторождений связан не только с их пространственным расположением в среде обитания человека, но и высокой реакционной способностью. Химическое выветривание отходов добычи и переработки медно-колчеданных руд, содержащих первичные сульфидные и несульфидные минералы, вторичные минералы, связанные с процессами гипергенеза, компоненты переработки руд, способствует техногенному загрязнению природных ландшафтов, формированию кислых поверхностных, дренажных и подотвальных вод (табл. 2), увеличению и без того высокого природного геохимического фона в горнотехнических системах.

В работах, посвященных проблемам загрязнения окружающей среды к тяжелым металлам отнесено более 40 металлов периодической системы Д.И. Менделеева с атомной массой свыше 50 атомных единиц: V, Сг, Мп, Ре, Со, N1, Си, 7п, Мо, С< Бп, Нд, РЬ, В1 и др. [2], характерной особенностью которых является их высокая токсичность для живых организмов в относительно низких концентрациях, а также способность к биоаккумуляции. В европейских странах решением Целевой группы по выбросам тяжелых металлов, работающей под эгидой Европейской Экономиче-

ской Комиссии ООН только 7п, Дэ, Бе и БЬ отнесены к тяжелым металлам. По биологической классификации химических элементов тяжелые металлы — это группа микро-и ультрамикроэлементов [2]. Большинство исследователей к категории тяжелых металлов относит элементы РЬ, Си, 7п, N1, С< Со, БЬ, Бп, Б1, Дэ и рассматривает их не с химической, а с медицинской и природоохранной точки зрения. При этом учитывается не только химические и физические свойства элемента, но и их биологическая активность и токсичность, а также объем использования в хозяйственной деятельности. Медно-колчеданные руды — это комплексные руды, в которых генетически в микро и ультраколичествах представлены элементы, отнесенные к тяжелым металлам (табл. 1). Огромные количества рудно-породной массы, извлекаемые из недр, приводят к их накоплению и переизбытку в экосистемах. Попадая в объекты окружающей среды тяжелые металлы ведут себя как токсиканты и экотоксиканты. К токсикантам относятся элементы и соединения, оказывающие вредное воздействие на отдельный организм или группу организмов. Экотоксиканты - это экологически опасные факторы химической природы, которые способны долгое время сохраняться, мигрировать и накапливаться в ее биотических и абиотических компонентах. Экотоксикан-тами являются тяжелые металлы или органические соединения (нефть и нефтепродукты, полихлорированные и полициклические ароматические углеводороды), способные к образованию устойчивых, мигрирующих металлорганических соединений, негативным образом воздействующих не только на отдельные организмы, но и на экосистему в целом [2]. В горнотехнических системах, осваивающих медно-колчеданные месторождения металлы — токсиканты: кадмий, медь, мышьяк, никель, ртуть, свинец, цинк одновременно являются и экотоксикантами, причем наиболее токсичными из них являются ртуть, свинец и кадмий

Миграция тяжелых металлов в природных экосистемах, входящих в зону действия горнотехнических систем, определяется влиянием почвенных условий и биологических особенностей растений. К одному из основных почвенных факторов, влияющим на доступность тяжелых металлов растениям, относят реакцию (рН) почвы. Благодаря различным морфологическим и физиологическим свойствам, высшие растения, способны адаптироваться к неблагоприятным факторам. Исследования состояния растительных сообществ в зоне влияния горнотехнических систем медно-кол-чеданных месторождений, в поймах рек, географически связанных с территорией добычи и переработки медно-колчеданных

руд, показали увеличение доли антропотолерантных видов растений по мере роста техногенной нагрузки на среду (от 30,2 % в растительных сообществах на территории замыкающего створа р. Таналык до 72,9 % в сообществах на участках р. Карагайлы после сброса рудничных вод очистными сооружениями). В частности, для ив вида Salix triandra (f. discolor), наиболее устойчивого к промышленному загрязнению отмечена способность к накоплению Zn и Cd [3]. Растение, являясь саморегулируемой системой, обладая мощным адаптивным потенциалом, может быть активным компонентом в системе почва-растение. Факторы, способные вызвать повреждения в растительном организме, индуцируют у него целый комплекс защитно-приспособительных реакций. Растения способны накапливать микроэлементы, в том числе тяжелые металлы, в тканях или на поверхности, являясь промежуточным звеном в цепи: почва — растение — животное — человек. Химический состав растений зависит от состава сред, на которых произрастают растения, но не повторяет его, так как растения избирательно поглощают необходимые им элементы в соответствии с физиологическими и биохимическими потребностями. Любой элемент, который поступает из среды в растение, проходит через корневую систему и только после этого поступает в стебель, листья и плоды. Поскольку корневая система является первым барьером на пути металла, поступающего из почвы в растение, возможно, она может предотвращать свободный их доступ в надземную часть. В этом случае, исключается вредное воздействие металла на ткани растения, ответственные за фотосинтез.

Характер формирования качественного состава подотваль-ных и рудничных вод, динамика движения, масштаб загрязнения, и в целом, состояние экосистемы зависит от вещественного состава отходов добычи и обогащения. Поэтому первоочередной задачей при разработке экологически сбалансированного цикла комплексного освоения месторождений твердых полезных ископаемых является снижение экологического вреда техногенных отходов горных предприятий за счет вовлечения их в промышленную эксплуатацию, с использованием щадящих, экологически сбалансированных технологий переработки. Для извлечения базовых компонентов, входящих в состав медно-колчеданных руд, таких как медь, цинк и благородные металлы, применяется достаточно много разнообразных технологий. Для извлечения элементов, представленных в мико и ультраколичествах достаточно отработанных и эффективных технологий, нет.

Перспективным способом комплексного освоения техногенных отходов добычи и переработки медно-колчеданных руд является кучное выщелачивание (КВ) сернокислыми комплексными растворителями, в состав которых могут входить органические соединения, выделенные из гумусовых веществ (ГВ), способные обеспечить интенсификацию технологических процессов при минимальном воздействии на окружающую среду.

ГВ — обширный и реакционноспособный класс природных соединений, входящих в состав органического вещества почв, природных вод и твердых горючих ископаемых, представляющие смесь макромолекул переменного состава и нерегулярного строения [4]. ГВ характеризуются широким спектром функциональных групп (карбоксильных

(-СООН), фенольных (-С6Н4-ОН) и спиртовых гидроксильных (-К-ОН, где К-углеводородный радикал), карбонильных (=С=О) и метоксильных (-О-СНз), что обуславливает их способность вступать во взаимодействия с различными типами экотоксикантов (металлами, радионуклидами и органическими соединениями). Исходя из различия растворимости в кислотах и щелочах ГВ делятся на гуминовые кислоты (ГК), растворимые только в щелочных растворах; фульфокислоты (ФК), растворимые в воде, щелочных и кислых растворах; гумин — твердое вещество почвы, не извлекаемое растворителями. Различные фракции гумусовых кислот (высокомолекулярных ГК и относительно низкомолекулярных ФК) оказывают противоположное влияние на поведение катионов металлов в окружающей среде. В зависимости от состава фракций (ГК или ФК) комплексообразование с тяжелыми металлами (ТМ) — это два качественно разных процесса, конечным продуктом которых является образование растворимых и нерастворимых комплексов с катионами металлов. ФК способны концентрировать тяжелые металлы ТМ в водной фазе, способствуя более активной их миграции. ГК проявляют большую активность в связывании ТМ, как комплексообразующий сорбент, концентрируют ТМ, снижают миграционную способность.

Данная особенность ГВ указывает на принципиальную возможность использования их в качестве природного нейтрализатора кислотных дренажных вод, ингибитора химических реакций, за счет образования новых фаз при гипергенезе отвалов и хвостов обогащения сульфидных руд, либо использовать в качестве интен-сификатора процесса КВ техногенных отходов, содержащих сульфидные минералы, что в целом позволит снизить вредное воздействие отходов добычи и обогащения на среду обитания человека.

Опираясь на известный опыт ведущих предприятий по КВ урановых, золотосодержащих руд и отходов их добычи и переработки [5.6] исследовалась целесообразность применения органических соединений, получаемых из ГВ, в частности фракция ФК, для интенсификации и эффективности извлечения меди из отходов добычи и обогащения медно-колчеданных руд методом КВ.

В исследованиях разных авторов показано [7-14], что ФК являются фрагментами деструктурированных ГК [15], которые с большинством поливалентных металлов (Ре3+, А13+, Ре2+, Си2+, 7п2+, Ад4+, Аи4+, и др.) образуют комплексные соединения. Металлы, вступая во взаимодействие с ФК, вытесняют водород из части кислых функциональных групп и образуют комплексные соли, входя в анионную часть молекулы. Вступая в окислительно-восстановительные реакции (ОВР), металл способен образовывать комплексы с неорганическими лигандами, оставаясь в растворимом состоянии. Схематически эта реакция, по мнению некоторых авторов, [5,6] может быть представлена следующим образом

Согласно данным [10], общий порядок стабильности комплексных соединений с ТМ выглядит следующим образом: РЬ(11) > Си(11) > N1(11) > Со(11) > гп(П) > са(11) > Ре(П) > Мд(11), зависит от кислотности среды и соотношения Ме:ФК.

Источником органического материала для эксперимента был выбран сфагновый торф. Для приготовления вытяжки из торфа в экспериментах использовались подотвальная вода Учалинского ГОКа с рН среды 2,8-3 и 2% серная кислота, для доведения выщелачивающих растворов до рН 1,0-1,5. Принимая во внимание, что фракция ФК растворима в широком диапазоне кислотности растворов и в воде, а ГК удаляется в осадок при подкислении до рН ниже 1,5-2 [4], было допущено, что органические кислоты в экспериментальных растворах преимущественно ФК.

В условиях предприятия кислые подотвальные воды являются отходами. После нейтрализации сбрасываются в пруд — накопитель, а содержащиеся в них ионы цветных металлов теряются в виде шламов (табл.2). Поэтому вовлечение в технологический процесс кислых подотвальных вод позволит уменьшить количество образующихся на предприятии отходов, а также извлекать ценные компоненты не только из хвостов обогащения, но и из металлсодержащих водных растворов.

Объектом лабораторных исследований являлись текущие хвосты обогащения колчеданных руд хвостохранилища Учалинского горно-обогатительного комбината, получаемые при переработке Учалинской медно-колчеданной и Узельгинской медной руды. Текущие хвосты обогащения представляют собой рыхлый песчано-алевритовый материал крупностью -0,074+0 мм (70-80 %), сложенный несвязанными обломками рудных и нерудных минералов. Коэффициент фильтрации хвостов составляет (1,57^1,81)-10-6 м/сут. Основными рудными минералами являются — пирит, сфалерит, халькопирит, магнетит, гематит; нерудными — кварц, полевые шпаты, серицит, хлорит, барит, кальцит. К гипергенным относятся халькантит, ярозит, гипс, лимонит. Медь представлена на 79,5 % сульфидами (в том числе 9,2 % вторичными) и на 20,5 % оксидными формами, цинк — на 74,7 % в сульфидной и на 25,3 % оксидной формах, железо — на 90,5 % в сульфидной, на 9,5 % оксидной формах. Химический анализ содержания ценных компонентов: Си=0,21 %, 7п=0,65 %, Б=29,5 %, показал, что в хвосты переходит часть наиболее трудно раскрываемых сростков ценных минералов. Тонкое взаимопрорастание рудных минералов, хрупкость сульфидного материала и его переошламование при измельчении не позволяет раскрыть их в цикле обогащения, поэтому наиболее дешевым и технически простым способом их доработки является технология КВ.

Для хвостов обогащения, имеющих тонкую крупность, метод КВ не приемлем в связи с низким коэффициентом фильтрации. Поэтому для определения рационального состава комплексного растворителя использовался метод чаново-агитационного выщелачивания текущих хвостов обогащения. Пробы хвостов весом 100 г заливались 300 мл комплексного растворителя (при соотношении 80 % растворителя, 20 % модификатора) и подвергались перемешиванию с периодичностью 2 раз в сутки по 1 часу. Продолжительность выщелачивания была принята 15 суток, для установления принципиальной целесообразности и эффективности применения ФК для выщелачивания цветных металлов из техногенных отходов. Установлено, что извлечение меди в продуктивные растворы через 15 сут. составило 30 %, а цинка - 55,7% (рис. 1, 2). Как показали дальнейшие исследования, для повышения извлечения ценных компонентов продолжительность выщелачивания должна быть больше в 2-3 раза. Оптимальным является состав растворителя с содержанием Н2Б04 — 5 г/л и вытяжки ФК, приготовленной на подотвальной воде.

Исследования показали, что ФК, применяемая в качестве модификатора серной кислоты, повышает не только процент извлечения меди в продуктивный раствор, но и обеспечивает возможность снижения концентрации серной кислоты в 3 раза до 2-5 г/л.

Извлечение меди подотвальной оодойе присутствии ФК

»0.0

Цй

10.0

*

X

* т и.о

т

15.0

19.0

5.0

0,0

1 35,0

1 50,1 54

11,.)

7 р— 2Г> Я

М.<1 Йй 11,3

з,ь 1 2 3

' 1 ' 2 3

1,0

5.0

10.0

1 ■ 4 сутм

2 ■ Ю сутш

3 и14сутв*

15.0

Концентрация ввыи|Алачн«аю1ЦАмрастир|^

Рис. 1. Динамика извлечения меди из хвостов обогащения медно-колчеданных руд с использованием ФК при различной концентрации н2бо4

Извлечение цинка подотвалвной водой в присутстаиифк

80,0 70,0 60,0 50,0 40,0 30,0 20,0 10,0 0,0

2,0

5,0

10,0

71,5

«'7 3 —

49,9 3 48,5 52, 3 йг 1 2

50,6 1 2

50,3 \ 2

31,8 У 2 3 —

/ ■ 5 суток

2 И10 суток

3 и15 суток

15,0

Концентрация Н,504 в растворителе,%

Рис. 2. Динамика извлечения цинка из хвостов обогащения медно-колчеданных руд с использованием ФК при различной концентрации Н2Б04

Дополнительным фактором, обеспечивающим эффективное вскрытие сульфидных минералов, является наличие мезофильных ацидофильных хемолитотрофных бактерий рода Acidithiobacillus. Данные исследования приведены в работе [16].

С целью обоснования параметров щадящей физико-химической технологии переработки техногенных отходов добычи медно-колчеданных руд и для проведения опытно-промышленных испытаний по кучному сернокислотному выщелачиванию меди и цинка с применением ФК в качестве интенсифицирующей добавки [17] на промышленной площадке Учалинского ГОКа были отобраны пробы некондиционной фракции медно-колчеданной руды — просыпи рентгенорадиометрической сепарации (РРС) со средним содержанием меди 0,4-0,6 %, цинка 2,2-3,6 %. Отвалы отсева РРС включают вмещающие породы и некондиционные массивные медные и медно-цинковые руды, вкрапленных и густовкрапленных разновидностей разной степени окисленности. Минералогические исследования и текстурно-структурный анализ бедных руд Учалинского месторождения показали, что главными рудообразующими минералами является пирит, в подчиненном количестве находятся халькопирит и сфалерит, заполняя пространство между зернами серного колчедана. Руды разбиты системами параллельных или ветвящихся трещин, располагающихся внутри зерен пирита или вдоль их границ. Ширина раскрытия трещин от 0,01-0,05 мм.

Технология кучного выщелачивания (КВ) данных отходов включала следующие основные технические и вспомогательные процессы: подготовку полигона КВ; доставку руды на рудоподго-товительный комплекс; взвешивание и учет объемов качества доставленного материала; отделение материала по классу -5+0 мм; формирование штабеля из руды крупной фракции -250+40 мм и мелкой фракции крупностью -40 + 5 мм; орошение сформированных штабелей с помощью оросительной системы капельного типа; сбор и аккумуляцию комплексных продуктивных растворов; переработку продуктивных растворов методом цементации.

Для эффективной работы выщелачивающих растворов была предусмотрена возможность использования рудничных минерализованных вод, на основе которых была приготовлена торфяная вытяжка. Торф замачивали подотвальной водой (рН = 2,2-3,4) из расчета 2-5 дм3/кг, доводили кислотность раствора серной кислотой до рН 1-1,5. Продолжительность процесса — 90 сут. Извлечение меди в раствор составило - 75 %, цинка - 84 %, что подтверждает перспективность и рентабельность использования органических соединений в качестве интенсификатора выщелачи-

ваюшего раствора, пригодного для создания экологически щадящей технологии переработки отходов медно-колчеданных месторождений без применения агрессивных растворителей. Природные соединения в виде металлорганических комплексов тяжелых металлов даже в случае аварийной ситуации возможность, которой никогда не исключается при проведении технологических процессов, при попадании в окружающую среду не нанесут урон экологической среде обитания человека в связи, так как имея родство с гумусовым органическим веществом могут быть легко им нейтрализованы.

Кроме того, для снижения вредного воздействия элементов-токсикантов в зоне действия горнотехнических систем, целесообразным является применение для рекультивации и восстановления экологической среды обитания человека гумусовых веществ, а также разведение в промышленных масштабах антропотоле-рантных видов растений, способных к аккумуляции тяжелых металлов, для их последующей переработки. Использование экологически щадящих технологий в горнотехнических системах медного комплекса позволит снизить уровень и интенсивность не благоприятного воздействия горных работ на среду обитания человека.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Мелентьев Г.Б., Малинина E.H., Овчарова Е.С. Перспективы организации комплексного извлечения цветных, редких и благородных металлов из нетрадиционного природного и техногенного сульфидного сырья Урала. В ж. Экология промышленного производства, вып. 3. М.: ФГУП ВИМИ, 2007.

2. Теплая Г. А. Тяжелые металлы как фактор загрязнения окружающей среды (обзор литературы) / Астраханский вестник экологического образования, № 1 (23) 2013. С. 182-192.

3. Алибаева Л. Г. Состояние прибрежной древесной растительности Башкирского Зауралья в зоне добычи медно-колчеданных руд. Автореф. дисс. на соиск. уч. ст. к.б.н. «СГУ им. Н.Г. Чернышевского», 2013, 19 с.

4. Орлов Д.С. Гуминовые вещества в биосфере // Соросовский общеобразовательный журнал, 1997, № 2, с. 56-63.

5. Салаи А. Роль гумусовых кислот в геохимии урана и их возможная роль в геохимии других катионов. Химия земной коры: тр.геохим.конф. «Химия земной коры», посвященная столетию со дня рождения В.И.Вернадского. - М.: Наука, 1964.Т.2.

6. Минеев Г.Г., Черняк А.С. //Журнал прикладной химии, 1974, т.47, вып.11, 2503-2506 С.

7. Александрова Л.Н: Органическое вещество почвы и процессы его трансформации. //Л.: Наука, 1980, 166 с.

8. Данченко H.H. Функциональный состав гумусовых кислот: определение и взаимосвязь с реакционной способностью. Автореф. дисс. на соиск. уч. ст. к.х.н. МГУ, 1997, 22 с.

9. Дину М.И. Сравнение комплексообразующих способностей фуль-вокислот и гуминовых кислот в водной среде с ионами железа и цинка // Водные ресурсы, 2010, т. 37, № 1, с. 65-69.

10. Дину М.И., Гашкина H.A., Кремлева Т. А. Формы нахождения металлов в природных водах и их комплексообразование с гумусовым веществом // Доклады Академии Наук, 2012, т. 442, № 5, с. 691-695.

11. Ильин В.Б. Тяжелые металлы в системе почва-растение. М.: Наука, 1991, 152 с. Левшин

12. Перминова И.В. Анализ, классификация и прогноз свойств гумусовых кислот. Дисс. док. хим. наук, Москва, МГУ, 2000, 359 с.

13. Пономарева В.В, Плотникова Т.А., Гумус и почвообразование. Ленинград: Наука, 1993, 221 с.

14. Путилина B.C., Галицкая И.В., Юганова Т.П. Адсорбция тяжелых металлов почвами и горными породами. Характеристики сорбента, условия, параметры и механизмы адсорбции. Аналитический обзор. Серия «Экология Выпуск 90. Новосибирск: ГПНТБ СО РАН, 2009, 155 с.

15. Котов В.В., Ненахов Д.В., Гасанова Е.С. и др. Сорбционные и хроматографические процессы. Состав и кислотно-основные свойства фракций фульвокислот чернозема выщелоченного.2010. Т. 10. Вып. 1/

16. Ангелова Е.А. Выбор способов интенсификации выщелачивания ценных компонентов при комплексном освоении медно-колчеданных месторождений: автореферат дис.... кандидата технических наук: 25.00.22,

25.00.13 / Е.И. Ангелова; [Место защиты: Магнитогорский государственный технический университет им.Г.И.Носова]. — Магнитогорск, 2013. —

17. Изыскание технологии комплексного освоения рудных месторождений с активной утилизацией некондиционного сырья. Выбор направлений исследований (промежуточный) /Рук-ль работ акад. РАН К.Н. Тру-бецкой//Отчет о НИР. Магнитогорск: ЗАО «Маггеоэксперт», 2011. -373 с. S2H

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -

Елена Алексеевна Емельяненко - кандидат технических наук, доцент, доцент, Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова, emv31@mail.ru,

Марина Владимировна Рыльникова - доктор технических наук, профессор, ведущий научный сотрудник ИПКОН РАН, rylnikova@mail.ru.

175 с.

UDC 622.841:622.5:634.0.813

THE USE OF ORGANIC COMPOUNDS IN AN ENVIRONMENTALLY SUSTAINABLE TECHNOLOGIES IN COMPLEX EXPLORATION OF COPPER-PYRITE DEPOSITS

Emelyanenko Elena, Candidate of Technical Sciences, the associate professor,

Magnitogorsk state technical university of G. I. Nosov,

Rylnikova Marina, Doctor of Engineering, professor, Leading researcher.

This article discusses the feasibility of the development and application of environmentally friendly technologies leaching of copper, zinc from industrial wastes of mining, and processing of copper-pyrite ores, based on the application as an intensifier of the sulfuric acid leaching of fulvic acids extracted from humic substances. The techniques and the results of laboratory studies on the leaching of tailings Uchalinsky concentrator and substandard fraction of x-ray radiometric separation of the poor Uchaly ore deposits

Key words: environment, copper-pyrite deposits, waste production and enrichment, industrial pollution, humic substances, fulvic acids, extraction, complexation, extraction of copper, zinc, physico-chemical Geotechnology, geotechnical system.

REFERENCES

1. Melent'ev G.B., Malinina E.N., Ovcharova E.S. Perspektivy organizacii kom-pleksnogo izvlechenija cvetnyh, redkih i blagorodnyh metallov iz netradicionnogo prirod-nogo i tehnogennogo sulfidnogo syrja Urala (Perspectives of complex extraction of non-ferrous, rare and noble metals from unconventional natural and man-made sulfide raw material of the Urals). V zh. Jekologija promyshlennogo proizvodstva, vyp. 3. Moscow: FGUP VIMI, 2007.

2. Teplaja G. A. Tjazhelye metally kak faktor zagrjaznenija okruzhajushhej sredy (ob-zor literatury) (Heavy metals as a factor of environmental pollution (literature review)/ Astrakhan journal of environmental education) / Astrahanskij vestnik jekologicheskogo obra-zovanija, No 1 (23), 2013. pp. 182-192.

3. Alibaeva L.G. Sostojanie pribrezhnoj drevesnoj rastitel'nosti Bashkirskogo Zauralja v zone dobychi medno-kolchedannyh rud (State of coastal woody vegetation Bashkir TRANS-Ural zone extraction of copper-pyrite ores). Avtoref. diss. na soisk. uch. st. k.b.n. «SGU im. N.G. Chernyshevskogo», 2013, 19 p.

4. Orlov D.S. Guminovye veshhestva v biosfere (Humic substances in the biosphere) // Sorosovskij obshheobrazovatel'nyj zhurnal, 1997, No 2, pp. 56-63.

5. Salai A. Rol' gumusovyh kislot v geohimii urana i ih vozmozhnaja rol' v geohimii drugih kationov (The Role of humic acids in the Geochemistry of uranium and their possible role in the Geochemistry of other cations). Himija zemnoj kory: tr.geohim.konf. «Himija zemnoj kory», posvjashhennaja stoletiju so dnja rozhdenija V.I.Vernadskogo. Moscow: Nauka, 1964. T.2.

6. Mineev G.G., Chernjak A.S. Zhurnal prikladnoj himii (Journal of applied chemistry), 1974, t.47, vyp.11, pp. 2503-2506.

7. Aleksandrova L.N: Organicheskoe veshhestvo pochvy i processy ego transformacii (Soil Organic matter and the processes of its transformation) // Leningrad: Nauka, 1980, 166 p.

8. Danchenko N.N. Funkcional'nyj sostav gumusovyh kislot: opredelenie i vzaimosvjaz' s reakcionnoj sposobnostju (Functional composition of humic acids: definition and correlation with reactivity). Avtoref. diss. na soisk. uch. st. k.h.n. MGU, 1997, 22 p.

9. Dinu M.I. Sravnenie kompleksoobrazujushhih sposobnostej ful'vokislot i guminovyh kislot v vodnoj srede s ionami zheleza i cinka (Comparison of the complexing abilities of fulvic acids and humic acids in aqueous medium with ions of iron and zinc) // Vodnye re-sursy, 2010, t. 37, No 1, pp. 65-69.

10. Dinu M.I., Gashkina N.A., Kremleva T.A. Formy nahozhdenija metallov v prirod-nyh vodah i ih kompleksoobrazovanie s gumusovym veshhestvom (Forms of occurrence of metals in natural waters and their complexation with humic substance) // Doklady Akademii Nauk, 2012, t. 442, No 5, pp. 691-695.

11. Il'in V.B. Tjazhelye metally v sisteme pochva-rastenie (Heavy metals in the system soil-plant). Moscow: Nauka, 1991, 152 p.

12. Perminova I.V. Analiz, klassifikacija i prognoz svojstv gumusovyh kislot (Analysis, classification and prediction of properties of humic acids). Diss. dok. him. nauk, Moscow, MGU, 2000, 359 p.

13. Ponomareva V.V, Plotnikova T.A., Gumus i pochvoobrazovanie (Humus and soil formation). Leningrad: Nauka, 1993, 221 p.

14. Putilina B.C., Galickaja I.V., Juganova T.P. Adsorbcija tjazhelyh metallov poch-vami i gornymi porodami. Harakteristiki sorbenta, uslovija, parametry i mehanizmy adsorbcii (Adsorption of heavy metals by soils and rocks. Characteristics of the sorbent, conditions, parameters and mechanisms of adsorption). Analiticheskij obzor. Serija «Jekologija Vypusk 90. Novosibirsk: GPNTB SO RAN, 2009, 155 p.

15. Kotov V.V., Nenahov D.V., Gasanova E.S. i dr. Sorbcionnye i hromatografiches-kie processy. Sostav i kislotno-osnovnye svojstva frakcij ful'vokislot chernozema vyshhelochennogo (Sorption and chromatographic processes. Composition and acid-base properties of fractions of fulvic acids), 2010. T. 10. Vyp. 1.

16. Angelova E.A. Vybor sposobovintensifikacii vyshhelachivanija cennyh komponen-tov pri kompleksnom osvoenii medno-kolchedannyh mestorozhdenij (Choice of methods of intensive leaching of valuable components for the integrated development of copper-pyrite deposits): avtoreferat dis.... kandidata tehnicheskih nauk: 25.00.22, 25.00.13 / E.I. Angelova. Magnitogorsk, 2013. 175 p.

17. Izyskanie tehnologii kompleksnogo osvoenija rudnyh mestorozhdenij s aktivnoj uti-lizaciej nekondicionnogo syr'ja (Finding technology integrated development of ore deposits with active low quality material utilization). Vybor napravlenij issledovanij (promezhutochnyj) /Ruk-l' rabot akad. RAN K.N. Trubeckoj//Otchet o NIR. Magnitogorsk: ZAO «Maggeo-jekspert», 2011. 373 p.

© Е.И. Ангелова, 2015

УЛК 553.04 Е.И. Ангелова

ИССЛЕДОВАНИЕ РУД МИХЕЕВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАННОГО ЦИКЛА*

Рассмотрена схема движения вещества литосферы в процессе освоения Михеевского месторождения, масштабы добычи и переработки медно-порфировых руд. Также предложена методика переработки первичных и окисленных медно-порфировых руд Михеевского месторождения, включающая изучение вещественного состава, физико-механических свойств сырья, получение чернового флотационного концентрата из первичных руд, его обжиг и дальнейшее выщелачивание для извлечения меди, молибдена, рения, серебра. Методика исследования переработки окисленных руд предполагает сернокислотное, щелочное чановое выщелачивание с физико-химическими методами воздействия, также окомкование и кучное выщелачивание. По методике исследований планируется повышение извлечения меди, молибдена, золота, рения, теллура.

Ключевые слова: медно-порфировые руды, техногенные отходы, выщелачивание, черновой концентрат, методика исследований руд, экологически сбалансированный цикл.

Горно-обогатительные комбинаты являются одним из наиболее мощных источников негативного антропогенного воздействия на окружающую среду. Применяемые в течение десятилетий технологии добычи, обогащения и переработки минерального сырья изменили облик и состояние атмо-, гидро- и литосферы Земли. Для сохранения уже существующей природ-но-техногенной среды необходимо применять комплексный экологический подход к освоению месторождений полезных ископаемых. Предприятия должны стремиться к замкнутому экологическому горному производству, не столько к максимальной добыче из литосферы минерального сырья, а сколько к его наиболее полному и рациональному использованию с применением мало- или безотходных технологий.

Одним из уникальных и крупнейших месторождений медных руд в России является Михеевское медно-порфировое месторож-

Работа выполнена при поддержке РНФ (грант №14-37-00050).

дение. Несмотря на низкое содержание в руде основных металлов: Cu - 0,405 %, Au 0,17 г/т, Mo 0,0040 %, Ag 1,7 г/т, большие запасы месторождения определяют перспективность его разработки. Для эффективной работы горно-обогатительного производства требуется добыча не менее 18 млн тонн рудной массы в год.

Для того, чтобы наглядно представить масштабы добычи и переработки руд были проанализированы и составлены основные потоки движения вещества литосферы в процессе освоения Михеевского месторождения. На каждом из технологических уровней вещество литосферы подвергается разделению. Часть вещества недр, несущая основное количество полезного компонента, переходит на более высокий уровень, а другая - остается на прежнем уровне [1].

На рис. 1 представлена схема движения вещества литосферы в процессе освоения медно-порфировых руд Михеевского месторождения. В соответствии со схемой на первом и втором уровнях находятся забалансовые и балансовые запасы медно-порфировых руд, составляющие порядка 370 млн. тонн рудной массы. Затем в ходе освоения месторождения формируется следующий технологический уровень движения вещества, где открытым способом добывается горная масса, состоящая из дезинтегрированного материала литосферы, включающая рудную и породную массы.

Рудная масса представлена первичной сульфидной рудой — 341,7 млн тонн, рыхлой смешанной рудой - порядка 10 млн тонн и окисленной — 10,8 млн тонн. Сульфидная и смешенная руда поступает на следующий технологический уровень - первичную переработку, а окисленная руда и породная масса остается на том же уровне и складируются в отвалы.

Первичная переработка сульфидных руд предусмотрена флотационным методом обогащения с извлечением в концентраты меди и молибдена, выход которых составляет не больше 2-3 %. Оставшаяся часть — около 17,7 млн тонн в год, не изменяя уровня технологического передела, складируется в хвостохранилище. В результате общий объем отходов на конец отработки месторождения будет составлять не менее 360 млн тонн, занимающих огромные площади плодородных сельскохозяйственных угодий (порядка 600 гектар земли), изъятых из обращения.

При складировании, окисленных руд Михеевского месторождения, в результате процессов гипергенеза и техногенеза, происходит образование кислых подотвальных вод. Сернокислые растворы способны растворять тяжелые металлы, содержащиеся в рудах и отходах их переработки, что приводит к миграции этих

Рис. 1. Схема движения вещества литосферы в процессе освоения медно-порфировыгх руд Михеевского месторождения

элементов в поверхностные и подземные воды и, соответственно, загрязнению окружающей среды. Техногенные отходы горного производства, складированные на поверхности, со временем теряют свои качественные и количественные свойства. Поэтому очень важно перерабатывать отходы своевременно, на месте их образования, включая в экологически сбалансированный цикл освоения месторождений.

Для обоснования параметров его проектирования были проведены предварительные испытания, направленные на повышение извлечения ценных компонентов из первичных сульфидных и окисленных руд Михеевского месторождения.

Исследования вещественного состава руд Михеевского месторождения показали, что окисленная проба руды содержит 0,45-0,5 % меди, из которых 30-42 % представлено свободными минералами меди, 45-50 % — окисленными минералами и 1,5-3 % — сульфидными. Минералогический анализ показал, что в пробах преобладает иллит - 55-60%, кварц - 13-20 %, хлориты - 410 %, плагиоклаз 6-8 %, гидроокислы железа — 5-7 %. Медь представлена преимущественно азуритом и малахитом. Также в рудах содержится куприт, тенорит, хризаколла, халькопирит. Таким образом, по данным геолого-минералогических изысканий проба по вещественному составу соответствует окисленному типу (табл. 1).

Таблица 1

Химический состав окисленных руд Михеевского месторождения

Компоненты ао2 СаО МдО М2О3 Ре Б Си Мо Аи Ад

Количест-во(%,г/т) 54,3 2,59 5,47 18,1 6,44 0,72 0,49 0,004 0,28 1,2

Таблица 2

Химический состав первичных сульфидных руд Михеевского месторождения

Компоненты БЮ2 СаО МдО А12О3 Ре Б Си Мо Аи Ад

Количест-во(%,г/т) 58,1 5,61 5,83 15,95 6,78 0,91 0,41 0,0035 0,13 1,5

Основные балансовые запасы Михеевского месторождения сложены первичными сульфидными рудами с содержанием сульфидной меди более 65-70 %. Главными рудообразующими минералами являются халькопирит, борнит, молебденит, пирит. Присутствие пирита — незначительное, около 9-12 %. Вторичные и окисленные минералы меди практически отсутствуют, содержание сульфидной меди составляет порядка 98-99% от общего количества. Содержание рудных минералов в пробе не превышает 5-7%. Нерудные минералы представлены полевыми шпатами — 48-50 %, кварцем - 20-22%, эпидотом - 18%, хлоритами — 9-10 %, се-рецитами - 5 %. Химический состав пробы первичной сульфидной руды представлен в табл. 2.

Для извлечения ранее не извлекаемых ценных компонентов, повышения уровня извлечения металлов из руд и отходов их добычи и переработки, были проведены исследования вещественного состава и технологических свойств окисленной и первичной руды в соответствии со схемой, представленной на рис. 2.

Методика исследований включает в себя дезинтеграцию, приготовление представительной пробы, определение структурных характеристик и физико-механических свойств первичной и окисленной руды. Затем изучение вещественного состава, который состоит в установлении полного химического, фазового, минералогического, имидж-анализа сырья.

В связи с низким содержанием основных металлов (Си, Мо), эффективность переработки первичных сульфидных руд, обеспечивается только при комплексном использовании сырья с максимально возможным попутным извлечением золота, серебра, рения, теллура.

Рис. 2. Методика исследований руд Михеевского месторождения

Поэтому нами предложена комбинированная флотационно-гидрометаллургическая схема переработки первичных руд, включающую основную и коллективную флотацию с получением чернового концентрата, затем его окомкование, низкотемпературный обжиг с последующим сернокислотным выщелачиванием.

Технологическая схема включает:

— дробление, измельчение до крупности 90 % класса - 74 мкм;

— основную флотацию, классификацию в гидроциклонах с доизмельчением до 80 % класса — 44 мкм и контрольную флотацию с получением объединенного черного концентрата и хвостов;

— обезвоживание чернового концентрата;

— подготовку шихты и окомкование с хлоридом натрия, затем обжиг при низкой температуре порядка 260 °С;

— при сушке улавливание отходящих газов рафинатом в скрубберах и оросительных башнях;

— кучное выщелачивание огарка с интенсифицирующими методами воздействия;

— определение меди, молибдена, рения, теллура, серебра, золота в продуктивных растворах.

Предварительные результаты чанового выщелачивания обожженного чернового концентрата (содержание меди 4-5 %, из которой 95-96 % (отн.) представлено сульфидными минералами) после обжига, показали, что за 6 часов выщелачивания серной кислотой концентрацией 40-50 г/дм3 извлечение меди в раствор составило 80-90 %.

Мировой опыт переработки окисленных руд свидетельствует об эффективности применения физико-химических методов извлечения ценных компонентов. Сложный вещественный состав руд Михеевского месторождения, присутствие металлов в виде легко растворимых форм, предопределили целесообразность проведения комплекса исследований по выщелачиванию ценных компонентов из некондиционного сырья.

Методика исследований окисленной руды Михеевского месторождения включает в себя как кучное, так и чаново-агитационное выщелачивание.

Предварительные исследования по чаново-агитационному выщелачиванию в течение 7 суток показали, что при крупности материала 90 % класса - 44 мкм и при поддерживающем рН=05-1, ЕЬ= 421-550 эВ, извлечение меди в раствор составляет 86,891 %. Расход серной кислоты при чаново-агитационном выщелачивании находится в пределах 60-90 кг/т и связан с растворением кислотопотребялющих породных минералов. В связи с этим ведутся исследования щелочного аммиачного выщелачивания.

Выполненные исследования показали, что руда имеет высокую степень окисления, наличие большого количества мелких и глинистых фракций, а также содержит значительную часть карбонатных форм. Все эти факторы являются причиной плохой проницаемости штабеля. Исследования физико-механических свойств руды показали, что для эффективного кучного выщелачивание необходимо проводить окомкование руды. На данном этапе исследований проводится кучное сернокислотное выщелачивание окомкованной окисленной руды с интенсифицирующими методами воздействия.

В дальнейшем будет проведена оценка возможности дополнительного извлечения в товарную продукцию молибдена, золота, теллура, рения. Результаты исследований будут использованы для разработки технологических рекомендаций по повышению комплексности освоения Михеевского месторождения с утилизацией отходов добычи и переработки руд в выработанном пространстве недр.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Рыльникова М.Б., Галченко Ю.П., Радченко Д.Н. Методика проведения мониторинга современного состояния горнотехнических систем и окружающей среды в регионах их функционирования //Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России. Выпуск 2:

Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). Отдельные статьи (специальный выпуск). - 2014. - № 12. - 258 с. -

М.: издательство «Горная книга». ДИН

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Ангелова Елена Ивановна — кандидат технических наук, научный сотрудник МГТУ им. Г.И. Носова, Angelova.e@inbox.ru.

UDC 553.04

RESEARCH OF MIKHEEVSKY ORES OF THE FIELD FOR DESIGN OF ECOLOGICALLY BALANCED CYCLE

Angelova Elena Ivanovna, Cand.Tech.Sci. research associate FGBOU VPO of MGTU of G.I. Nosov, Angelova.e@inbox.ru mailbox, Russia.

In article, the scheme of the movement of substance of a lithosphere in the course of development of the Mikheevsky field, scales of production, processing of copper and porphyritic ores and accumulation of technogenic waste is considered. The technique of processing of primary and oxidized copper and porphyritic ores of the Mikheevsky field is also offered. including studying of material structure, physicomechanical properties of raw materials, receiving a draft floatation concentrate from primary ores, its roasting and further leaching for extraction of copper, molybdenum, rhenium, silver. The technique of research of processing of the oxidized ores assumes vitriolic, alkaline vat leaching with physical and chemical methods of influence, also granulation and compact leaching. By a technique of researches increase of extraction of copper, molybdenum, gold, rhenium, tellurium is planned.

Key words: copper and porphyritic ores, technogenic waste, leaching, draft concentrate, technique of researches of ores, ecologically balanced cycle.

REFERENCES

1. Ryl'nikova M.V., Galchenko Ju.P., Radchenko D.N. Metodika provedenija monitoringa sovremennogo sostojanija gornotehnicheskih sistem i okruzhajushhej sredy v regionah ih funkcionirovanija (The methodology of the monitoring of the current state of mining systems and the environment in the regions of their operation) //Uslovija ustojchivogo funkcionirovanija mineral'no-syr'evogo kompleksa Rossii. Vypusk 2: Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten' (nauchno-tehnicheskij zhurnal). Otdel'nye stat'i (special'nyj vypusk). 2014. No 12. 258 p. Moscow: izdatel'stvo «Gornaja kniga».

СОДЕРЖАНИЕ

Каплунов Д.Р., Рыльникова М.Б., Радченко Д.Н. НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ ЭКОЛОГИЧЕСКИ СБАЛАНСИРОВАННОГО ЦИКЛА

КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ И СОХРАНЕНИЯ НЕДР ЗЕМЛИ..............5

Канзычаков С.Б., Басилец Б.Н., Пикалов Б.А., Соколовский А.Б. ОБОСНОВАНИЕ НАПРАВЛЕНИЙ РАЗВИТИЯ И РЕЖИМА ГОРНЫХ РАБОТ НА УГОЛЬНЫХ РАЗРЕЗАХ В УСЛОВИЯХ

КОМБИНИРО ВАННОЙ ОТРАБОТКИ ЗАПАСОВ..................................12

Балиев Н.Г., Багазеев Б.К., Гусманов Ф.Ф.

ОСОБЕННОСТИ ОЦЕНКИ УСТОЙЧИВОСТИ РУД, ЗАЛЕГАЮЩИХ

В ПОРОДАХ РАЗЛИЧНОЙ КРЕПОСТИ..................................................23

Пыталев И.А.

ТЕНДЕНЦИИ РАЗВИТИЯ НАУЧНО-МЕТОДИЧЕСКИХ ОСНОВ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ПАРАМЕТРОВ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ

ПРИ КОМПЛЕКСНОМ ОСВОЕНИИ НЕДР ЗЕМЛИ.................................29

Пыталев И.А., Гапонова И.Б.

АНАЛИЗ СПОСОБОВ ФОРМИРОВАНИЯ И РЕКУЛЬТИВАЦИИ ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ СООРУЖЕНИЙ, ОБЕСПЕЧИВАЮЩИХ ЭФФЕКТИВНОСТЬ ИХ РЕАЛИЗАЦИИ В КРАТКОСРОЧНОЙ

ПЕРСПЕКТИВЕ........................................................................................39

Мажитов А.М., Голяк С.А.

ПЕРСПЕКТИВЫ ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ ПОДЭТАЖНОГО ОБРУШЕНИЯ В КАЧЕСТВЕ АЛЬТЕРНАТИВЫ

СИСТЕМАМ РАЗРАБОТКИ С ЗАКЛАДКОЙ............................................48

Зотеев О.Б., Зубков А.А., Гоготин А.А. , Пыталев И.А., Калмыков Б.Н.

РАСЧЕТ ТОЛЩИНЫ ЗАЩИТНОГО ЭКРАНА НА ПОВЕРХНОСТИ ВНУТРЕННЕГО ОТВАЛА УЧАЛИНСКОГО КАРЬЕРА......................................54

Калмыков Б.Н., Латкин Б.Б., Зубков А.А., Неугомонов С.С., Болков П.Б.

ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ ВОЗВЕДЕНИЯ УСИЛЕННОЙ КОМБИНИРОВАННОЙ КРЕПИ НА ПОДЗЕМНЫХ

РУДНИКАХ..............................................................................................63

РыльниковаМ.Б., Олизаренко Б.Б., Зубков Ар.А. , Михальчук А.П. МЕТОДИКА РАСЧЕТА КЛИНОВОЙ ВОДОНЕПРОНИЦАЕМОЙ ПЕРЕМЫЧКИ С РАСПАШНЫМИ СТВОРКАМИ ВОРОТ

ДЛЯ ДВИЖЕНИЯ САМОХОДНОЙ ТЕХНИКИ.........................................70

Юков Б.А.

ЭФФЕКТИВНОСТЬ РАДИОМЕТРИЧЕСКОГО ПРЕДОБОГАЩЕНИЯ

МЕДНЫХ РУД...........................................................................................86

Лавенков Б.С.

ОБОСНОВАНИЕ ПЛОЩАДИ ПОПЕРЕЧНОГО СЕЧЕНИЯ ПОДГОТОВИТЕЛЬНО-НАРЕЗНЫХ ВЫРАБОТОК ПРИ ПРИМЕНЕНИИ ПОДЗЕМНЫХ ПЕРЕДВИЖНЫХ ЗАКЛАДОЧНЫХ КОМПЛЕКСОВ.............................................................96

Еременко В.А., Рыльникова М.Б., Есина E.H. МОНИТОРИНГ НАПРЯЖЕННО-ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ СТРУКТУРНО НАРУШЕННОГО

И УДАРООПАСНОГО МАССИВА ГОРНЫХ ПОРОД.............................105

Минин В.В., Минин И.В.

ВЕНТИЛЯЦИЯ ТУПИКОВЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК..........................117

Калмыков В.Н., Гоготин A.A., Яркеев А.Р. ОБОСНОВАНИЕ СПОСОБА ВЫДАЧИ РУДНОЙ МАССЫ НА ПОВЕРХНОСТЬ ПРИ ОТРАБОТКЕ ЗАПАСОВ ПЕРЕХОДНОЙ ЗОНЫ ЖЕЛЕЗОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

МАЛЫЙ КУЙБАС..........................................................................................122

Гавришев С.Е., Бурмистров К.В., Рахмангулов А.Н. , Кидяев В.А., Томилина Н.Г., Бурмистрова И.С.

ОЦЕНКА ЭФФЕКТИВНОСТИ ПРИМЕНЕНИЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ СХЕМ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ РУДЫ ПРИ ОТРАБОТКЕ

ЗАКОНТУРНЫХ ЗАПАСОВ МЕСТОРОЖДЕНИЯ..................................131

Бурмистров К.В., Кольга А.Д., Шакшакпаев А.Н., Осинцев H.A., Бурмистрова И.С.

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ КАРЬЕРНЫХ ТРАНСПОРТНЫХ КОММУНИКАЦИЙ НА РАЗЛИЧНЫХ ЭТАПАХ РАЗРАБОТКИ

МЕСТОРОЖДЕНИЯ...............................................................................140

Соколов И.В., Никитин И.В.

КОНСТРУИРОВАНИЕ РАЦИОНАЛЬНЫХ ВАРИАНТОВ ВСКРЫТИЯ ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ КИМБЕРЛИТОВОГО

МЕСТОРОЖДЕНИЯ...............................................................................147

Танков М.С., Иванчин Е.А.

ПРИМЕНЕНИЕ ГЕОМЕХАНИЧЕСКОЙ КЛАССИФИКАЦИИ УСТОЙЧИВОСТИ МАССИВА ПРИ ВЫБОРЕ КРЕПИ ВЫРАБОТОК В УСЛОВИЯХ ТРУБКИ «УДАЧНАЯ»......................................................154

Калмыков В.Н., Неугомонов С.С., Котик М.В.

СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА ЭНЕРГЕТИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ ВЗРЫВА

ЗАРЯДОВ ЭМУЛЬСИОННОГО И ГРАНУЛИРОВАННОГО ВВ..............160

Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В., Соломеин Ю.М. ГЕОТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ СТРАТЕГИЯ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ ТАРЫННАХСКОГО И ГОРКИТСКОГО

ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ.................................................167

Токманцев М.С.

ОЦЕНКА СЕЙСМИЧЕСКОГО ВОЗДЕЙСТВИЯ НА ЗАКОНТУРНЫЙ МАССИВ ЮБИЛЕЙНОГО КАРЬЕРА ПОСЛЕ ПРЕДВАРИТЕЛЬНОГО ЩЕЛЕОБ-

РАЗОВАНИЯ..........................................................................................181

Соколов И.В., Смирнов АА, Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский КВ. ИЗЫСКАНИЕ ПОДЗЕМНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ ПРИБОРТОВЫХ И ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ САРБАЙСКОГО

ЖЕЛЕЗОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ...............................................188

Мажитов А.М., Корнеев С.А., Корнилов С.Н. ВЛИЯНИЕ ВЫСОТЫ КАМЕРЫ НА УСТОЙЧИВОСТЬ МАССИВА ПРИ ОТРАБОТКЕ ПРИКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ КАМАГАНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ...............................................................................198

Мажитов А.М., Корнеев С.А., Пыталев И.А., Кравчук Т.С. ОЦЕНКА УСТОЙЧИВОСТИ БОРТОВ КАРЬЕРА «КАМАГАН»

ПРИ ПОДЗЕМНОЙ ДОРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ.........................205

Калмыков В.Н. , Хазеев Р.С., Латкин В.В., Волков П.В. ПРОМЫШЛЕННЫЕ ИСПЫТАНИЯ НОВЫХ МАТЕРИАЛОВ

ДЛЯ КРЕПЛЕНИЯ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК НАБРЫЗГБЕТОНОМ..........216

Емельяненко Е.А., РыльниковаМ.В. ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ОРГАНИЧЕСКИХ СОЕДИНЕНИЙ В ЭКОЛОГИЧЕСКИ ЩАДЯЩИХ ТЕХНОЛОГИЯХ ПРИ КОМПЛЕКСНОМ ОСВОЕНИИ МЕДНО-КОЛЧЕДАННЫХ

МЕСТОРОЖДЕНИЙ...............................................................................223

Ангелова Е.И.

ИССЛЕДОВАНИЕ РУД МИХЕЕВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ДЛЯ ПРОЕКТИРОВАНИЯ ЭКОЛОГИЧЕСКИ

СБАЛАНСИРОВАННОГО ЦИКЛА.........................................................237

CONTENT

KaplunovD.R., Rylnikova M.V., Radchenko D.N. SCIENTIFIC AND METHODOLOGICAL BASES OF DESIGN OF ECOLOGICALLY BALANCED CYCLE OF COMPREHENSIVE

EXPLOITATION AND CONSERVATION OF THE EARTH'S RESERVES...............................5

Kanzychakov S.V., Vasilets V.N., Pikalov V.A., Sokolovsky A.V. SUBSTANTIATION OF DEVELOPMENT AND MINING MODE

ON COAL CUTS UNDER COMBINED MINING STOCKS...........................................12

ValievN.G, Bagazeev V.K., GusmanovF.F.

FEATURES ASSESSING THE SUSTAINABILITY OF ORES FOUND IN SEDIMENTS

OF VARYING STRENGTH........................................................................................23

Pytalev I.A.

THE DEVELOPMENT TRENDS OF SCIENTIFIC-METHODICAL BASES OF THE DEFINING THE PARAMETERS OF OPEN OF MINING OPERATIONS

AT THE COMPLEX EXPLOITATION OF INTERIOR PART OF THE EARTH...............29

Pytalev I.A., Gaponova I.V.

THE ANALYSIS OF WAY OF FORMATION AND RECULTIVATION OF THE MINE TECHNICAL CONSTRUCTIONS FOR PROVIDE

THE EFFECTIVENESS OF THEIR IMPLEMENTATION IN SHORT TERM...........................39

Mazhitov A.M., Goliak S.A.

PROSPECTS OF APPLICATION SYSTEM DEVELOPMENT SUBLEVEL CAVING

ALTERNATIVELY THE SYSTEM OF TAB.................................................................48

Zoteev O.V., Zubkov A.A., Gogotin A.A., Pytalev I.A., Kalmykov V.N.

THE CALCULATION OF THE THICKNESSES OF THE PROTECTION SHIELD

ON THE SURFACE OF THE INSIDE DUMP UCHALINSKY OPEN PIT........................54

Kalmykov V.N., Latkin V.V., Zubkov A.A., Neygomonov S.S., Volkov P.V. THE FEATURE OF CONSTRUCTION INCREASED COMBINED FIX

ON UNDERGROUND MINES....................................................................................63

Rilnikova M.V., Olizarenko V.V., Zubkov A.A., Mikhal'chuk A.P. CALCULATION WEDGE WATERPROOF JUMPER FROM SWING GATE LEAF

FOR THE MOVEMENT OF SELF-PROPELLED MACHINERY.....................................70

Yukov V.A.

THE EFFECTIVENESS OF COPPER ORES PRELIMINARY

RADIOMETRIC SEPARATION...................................................................................86

Lavenkov V.S.

DEVELOPMENT OPENINGS CROSS-SECTIONAL AREA JUSTIFICATION WITH

USING OF MOBILE UNDERGROUND BACKFILL EQUIPMENT.................................96

Eremenko V.A., Rilnikova M.V., Esina E.N.,

MONITORING STRESS-STRAIN STATE OF STRUCTURAL DEFECTS

AND UDAROOPASNOST ROCK MASS..................................................................105

Minin V.V., Minin I. V.

FAN BLIND DRIFTS................................................................................................117

Kalmykov V.N., Gogotin A.A., Yarkeev A.R.

RATIONALE METHOD OF DISPENSING OF ORE TO THE SURFACE DURING

MINING OF IRON ORE DEPOSITS TRANSITION ZONE SMALL KUYBAS................122

GavrishevS.Y., BurmistrovK.V., RakhmangulovA.N., Kidyaev V.A., Tomilina N.G., Burmistrova I.S.

EVALUATING THE EFFECTIVENESS OF TECHNOLOGICAL SCHEMES OF TRANSPORTATION OF ORE IN MINING AQUIFER

RESERVES OF THE DEPOSITS...............................................................................131

Burmistrov K.V., Kolga A.D., Shakshakpaev A. N., OsintsevN.A., Burmistrova I.S.

JUSTIFICATION OF PARAMETERS OPEN PIT TRANSPORT

COMMUNICATION AT VARIOUS STAGES OF DEVELOPMENT DEPOSIT..............140

Sokolov I.V., Nikitin I.V.

DESIGNING RATIONAL VARIANTS OF UNDERLYING RESERVES

DEVELOPMENT OF THE KIMBERLITE DEPOSIT....................................................147

TankovM.S., Ivanchin E.A.

APPLICATION OF MASS STABILITY CLASSIFICATION GEOMECHANICAL

BY SELECTING CREPE WORKING IN THE TUBE «UDACHNAY»............................154

Kalmykov V.N., Neugomonov S.S., Kotik M.V.

COMPARATIVE ASSESSMENT OF ENERGY PARAMETERS EXPLOSION

OF A CHARGE EMULSION AND GRANULAR EXPLOSIVES...................................160

Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Y.G., Nikitin I.V., Baranovsky K.V., Solomein Y.M. GEOTECHNOLOGICAL STRATEGY OF UNDERGROUND MINING TARINNACHSKY

AND GORKITSKY IRON ORE DEPOSITS................................................................167

Tokmantsev M.S.

EVALUATION SEISMIC IMPACT ON AQUIFER ARRAY JUBILEE

CAREER AFTER PRIOR SCHELEOBRAZOVANIYA.................................................181

Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Yu.G., Nikitin I.V., Baranovsky K.V. RESEARCH OF UNDERGROUND TECHNOLOGY DEVELOPMENT OF NEAR-FLANK

AND UNDERLYING RESERVES OF THE SARBAISKY IRON ORE DEPOSIT................188

MazhitovA.M., Korneev S.A., Kornilov S.N.

THE EFFECT OF ALTITUDE CAMERA ON A STABLE ARRAY WHEN MINING

STOCKS DEPOSIT OF KAMAGAN..........................................................................198

Mazhitov A.M., Korneev S.A., Pytalev I.A. Kravchuk T.S.

THE ESTIMATE OF WALL STABILITY OF OPEN PIT «KAMAGAN»

IN UNDERGROUND CLEANING-UP OF THE DEPOSITS.........................................205

Kalmykov V.N., HazeevR.S., Latkin V.V., VolkovP.V. INDUSTRIAL TESTS OF NEW MATERIALS FOR FASTENING

OF EXCAVATIONS THE SPRAYED CONCRETE.....................................................216

Emelyanenko E.A., Ryl'nikova M. V.

THE USE OF ORGANIC COMPOUNDS IN AN ENVIRONMENTALLY SUSTAINABLE TECHNOLOGIES IN COMPLEX EXPLORATION OF COPPER-PYRITE DEPOSITS ... 223

Angelova E.I.

RESEARCH OF MIKHEEVSKY ORES OF THE FIELD FOR DESIGN OF ECOLOGICALLY BALANCED CYCLE...............................................................237

УСЛОВИЯ УСТОЙЧИВОГО ISSN 0236-1493

ФУНКЦИОНИРОВАНИЯ МИНЕРАЛЬНО-СЫРЬЕВОГО КОМПЛЕКСА РОССИИ. Выпуск3

¡^ Q^ Секретариат ГИАБ

^ ^ Н.А. Голубцов, Е.В. Дмитриева

^Z Рабочая группа:

------Руководитель Н.А. Голубцов

_0 2 Подготовка макета И.А. Вершинина

j— Зав. производством Н.Д. Уробушкина

I— ш Дизайн оформления В.Ю. Котов, Е.Б. Капралова

Ш -J Инвестиционные проекты Л.Х. Гитис, Н.А. Голубцов

^ 3 Государственное свидетельство

2 DQ о регистрации ГИАБ в Роскомнадзоре

LQ ПИ № ФС77-36292 от 19.05.2009

jS Решением Президиума ВАК журнал включен в Перечень

^ ведущих рецензируемых научных журналов и изданий,

в которых могут быть опубликованы основные научные результаты диссертаций на соискание ученой степени кандидата и доктора наук ^ Все статьи ГИАБ рецензируются.

Редакция принимает решение о публикации по результатам рецензирования и имеет право ^ О отклонить статью без объяснения причин

Статьи публикуются в авторской редакции -■ ^ Редакция не ведет переписки с авторами и не дает

справок о прохождении статей

При перепечатке ссылка на ГИАБ обязательна

О |-

<

О

<

ф Подписной индекс издания

|— в каталоге агентства «Роспечать» — 46466

<( Подписано в печать 22.02.2015. Формат 60<90/16.

^ Бумага офсетная. Гарнитура «AGPresquire».

Печать офсетная. Усл. печ. л. 15,5. Тираж 500 экз. 0 О Изд № 2915 Заказ №036-15

^ ^^ 119049 Москва, ГСП-1, Ленинский проспект, 6,

^ — издательство «Горная книга»

тел. (499) 230-27-80; факс (495) 956-90-40; тел./факс (495) 737-32-65

О.

^ CD

CL

О

Изготовлено ООО «ДМ-Буквэй»

109542, Москва, Рязанский проспект, л. 86/1, стр. 3

2015

СПЕЦИАЛЬНЫМ ВЫПУСК 15