CC BY
15
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2020;(3-1):285-299 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.272 DOI: 10.25018/0236-1493-2020-31-0-285-299
ИЗЫСКАНИЕ ЭФФЕКТИВНОЙ ПОДЗЕМНОЙ ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ НАКЛОННОГО РУДНОГО ТЕЛА МАЛОЙ МОЩНОСТИ
Ю.Г. Антипин1, К.В. Барановский1, Ю.М. Соломеин1, А.А. Рожков1
1 Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН)
Аннотация: Целью данной работы является обоснование и выбор безопасного и эффективного варианта технологии отработки опытного блока при опытно-промышленной отработке месторождения «Скалистое». На основании проведенных исследований установлено, что запроектированная система разработки подэтажного обрушения с принятыми параметрами не гарантирует полноту извлечения запасов и эффективность горных работ. Проектные показатели извлечения руды по технологии подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды являются завышенными и труднодостижимыми в данных горногеологических и горнотехнических условиях (сочетание малой мощности и недостаточно крутого угла падения рудного тела). Проектная схема доставки и транспортирования горной массы характеризуется значительным объемом проходки выработок, увеличенными затратами на транспортирование руды и является нецелесообразной в условиях небольшой производительности рудника. Для малой мощности и недостаточно крутого угла падения месторождения с высоким содержанием полезного компонента наиболее соответствуют варианты камерной системы разработки и горизонтальных слоев. Исходя из этого сконструировано семь технически рациональных вариантов систем разработки: пять вариантов подэтажно-камерной системы разработки с последующим обрушением целиков и два варианта системы горизонтальных слоев с сухой (породной) закладкой. Для условий отработки месторождения «Скалистое» по результатам экономико-математического моделирования оптимальным по критерию прибыли, отнесенной на 1 т погашаемых балансовых запасов руды, является вариант технологии подэтажно-камерной выемки сдвоенными камерами, торцовым выпуском руды погрузо-доставочными машинами с дистанционным управлением и последующим обрушением целиков. Этот вариант имеет наибольшую прибыль за счет снижения удельного объема ПНР по блоку на 34 %, себестоимости добытой руды — на 12 %, потерь и разубоживания руды — в 2 и 2,9 раза, соответственно. В частности предложенная схема доставки и транспортирования горной массы позволяет уменьшить объем проходческих работ на 25 % и среднюю длину транспортирования на 10—15 % по сравнению с проектной схемой.
Благодарность: Исследования выполнены в рамках Госзадания №075-00581-19-00 по Теме №0405-2019-0005.
Ключевые слова: медноколчеданное месторождение, система разработки, камера, панельный целик, самоходное оборудование, потери, разубоживание. Для цитирования: Антипин Ю.Г., Барановский К.В., Соломеин Ю.М., Рожков А.А. Изыскание эффективной подземной технологии отработки наклонного рудного тела малой мощности // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2020. — № 3-1. — С. 285-299. DOI: 10.25018/0236-1493-2020-31-0-285-299.
© Ю.Г. Антипин, К.В. Барановский, Ю.М. Соломеин, А.А. Рожков. 2020.
Survey of underground geotechnology for mining of inclined low thickness
ore body
Yu.G. Antipin1, K.V. Baranovskiy1, Yu.M. Solomein1, A.A. Rozhkov1
1 The Institute of Mining of the Ural branch of the Russian Academy of Sciences, Russia
Abstract: The purpose of this work is to justify and selection of a safe and effective option of the technology for experimental block during the pilot development of the «Skalistoe» deposit. Based on the researches determined that the projected system for the development of sub-floor caving with the accepted parameters does not guarantee the completeness of the extraction of reserves and the efficiency of mining. Project indicators for ore extraction using the technology of sub-floor caving with face ore output are overstated and difficult to achieve in these mining and geological conditions (a combination of low width and insufficiently steep angle of incidence of the ore body); The projected scheme for the delivery and transportation of rock mass is characterized by a significant amount of excavation, increased costs for the transportation of ore and is impractical in conditions of low productivity of the mine. For low power and not enough steep angle of incidence of the field with a high content of useful component, the most suitable options are the chamber development system, the system of sub-floor caving and horizontal layers. Based on this, seven technically rational variants of development systems were constructed: five variants of a sub-floor-chamber development system with the subsequent collapse of the pillars and two variants of a horizontal layer system with a dry (rock) backfill. For the conditions of mining the «Skalistoe» deposit according to the results of economic and mathematical modeling, the optimal technology for profit attributed to
1 ton of redeemable balance of ore reserves is a variant of the technology of sub-floor-chamber excavation with dual chambers, mechanical production of ore with remote control load-and-haul machines and subsequent the collapse of pillars, as having the highest profit by decreasing volume of preparating works on the block by 34%, the cost of ore mining by 12%, losses and dilution of ore by 2 and 2,9 times, accordingly. In particular, the proposed scheme for the delivery and transportation of rock mass can reduce the volume of tunneling by 25% and the average transportation length by 10—15% compared with the projected scheme. Key words: copper pyrite deposit, development system, chamber, panel pillar, mobile equipment, losses, dilution.
Acknowledgments: the Research was carried out within the framework of the state Task № 075-00581-19-00 on the Topic № 0405-2019-0005.
For citation: Antipin Yu.G., Baranovskiy K.V., Solomein Yu.M., Rozhkov A.A. Survey of underground geotechnology for mining of inclined low thickness ore body. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2020;(3-1):285-299. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236—1493—2020—31-0-285-299.
Введение
Наращивание годового объема подземной добычи медноколчеданных руд Урупским горно-обогатительным комбинатом возможно путем вовлечения в эксплуатацию нового месторождения «Скалистое», руды которого являются самыми богатыми среди месторождений Урупской группы Северного
Кавказа по содержанию меди [1]. Месторождение характеризуется невыдержанной мощностью рудного тела как по простиранию, так и по падению — 0,6 — 8 м, со средним значением порядка 3,5 м и углом падения 45°. Вмещающие породы и руды достаточно устойчивы, коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодъяконова
для пород - f = 8-14, для руд - f = = 10 — 14. Руды месторождения, представленные почти исключительно вкрапленными рудами с содержанием серы менее 26 %, отнесены к IV классу по степени склонности к самовозгоранию и к 3 типу по степени пожароопас-ности — непожароопасные, согласно «Инструкции по предупреждению и тушению подземных эндогенных пожаров...».
Месторождение вскрыто тремя штольнями, главным и транспортным уклоном, разбито на три этажа высотой по 60 м. Порядок отработки этажей — последовательный, нисходящий. Для отработки месторождения «Скалистое» была предусмотрена система разработки подэтажного обрушения с высотой подэтажа 10 м, торцовым выпуском руды и применением самоходного оборудования (СО). Подготовительно-нарезные работы (ПНР) в панели длиной 100 м и высотой 60 м заключались в проведении на этажном доставочном горизонте полевого доста-вочного и рудного штрека, сбиваемыми между собой через каждые 10 м погрузочными заездами, и подэтажном горизонте рудных буро-доставочных штреков через 10 м по вертикали. Очистная выемка подэтажей ведется в нисходящем порядке и состоит в послойной скважинной отбойке на зажатую среду, принудительном обрушении висячего бока и последующего торцового выпуска под обрушенными породами и доставки до рудоспуска с помощью погрузочно-доставочной машины (ПДМ). Руда по рудоспуску перепускается на этажный транспортный горизонт, откуда автосамосвалом транспортируется на поверхность.
Практика отработки месторождений и выявленные недостатки проектных технических решений показывают, что вариант системы подэтажного обру-
шения с торцовым выпуском руды при высоте подэтажа 10 м и угле откоса формируемого очистного пространства по лежачему боку менее 45° не обеспечивает полноту выпуска руды [2]. Принятые показатели извлечения (потери — 14,1 %, разубоживание — 7,4 %) при данной технологии являются труднореализуемыми в рассматриваемых горно-геологических и горнотехнических условиях. Экспертная оценка позволяет прогнозировать величину потерь более 30 % и разубоживания более 20 % [3].
Следует отметить, что площадной выпуск руды на этажном горизонте, предусматривающий погрузочные заезды, ведет к увеличению объема ПНР, проветривание очистных забоев при торцовом выпуске руды на подэтажах с помощью ВМП и необходимость принудительного обрушения пород висячего бока в условиях средней устойчивости пород повышает эксплуатационные затраты на добычу [4].
Проектная схема транспортирования горной массы требует проведения рудоспусков, оборудование их вибропитателями и устройствами для ликвидации зависаний руды. Перепуск всей горной массы на нижний горизонт этажа предполагает увеличение расстояния транспортирования. Учитывая небольшую производительность рудника (25 — 40 тыс. т руды в год), ограниченный парк машин и высокую их стоимость, схема транспортирования горной массы является неэффективной [5].
Таким образом, изыскание подземной геотехнологии отработки наклонного рудного тела малой мощности и проведение опытно-промышленных испытаний наиболее эффективной разработанной технологии добычи руды в опытном блоке является актуальной научно-технической задачей.
Конструирование и систематизация рациональных вариантов систем разработки
Особенностью горно-геологических условий месторождения является сочетание малой мощности и недостаточно крутого угла падения рудного тела, что ограничивает возможность применения высокоэффективных систем разработки [6]. В тоже время, высокая извлекаемая ценность медных руд предопределяет необходимость наиболее полной их выемки из недр [7 — 8].
Для проведения опытно-промышленной отработки меднокол-чеданного месторождения «Скалистое» принят опытный блок в этаже гор.+960/+1020 м в интервале разведочных линий 75/1 — 77 (вертикальных разрезов). Условные балансовые запасы опытного блока составляют порядка 100 тыс. т и вскрыты этажным штре-
ком гор. 1020 м и этажным штреком гор. 960 м. Параметры опытного блока: высота — 60 м, длина по простиранию рудного тела — до 130 м, ширина — 3,5 м (равна средней мощности рудного тела). Исходя из горных возможностей, производственная мощность на первом этапе эксплуатации рудника принята 40 тыс. т руды в год. Для горно-геологических и горнотехнических условий опытного блока 1020/960 м сконструировано семь технически рациональных вариантов систем разработки: пять — подэтажно-камерной системы разработки и два — системы горизонтальных слоев с сухой закладкой. Технологические особенности рассматриваемых вариантов систем разработки опытного блока приведены в табл. 1. Все варианты предусматривают применение СО, некоторые с дистанционным управлением (ДУ) [9].
Таблица 1
Технологические особенности систем разработки опытного блока Technological features of experimental block mining systems
Система разработки Технологические особенности выемки запасов добычных блоков
основных запасов запасов целиков
1. Подэтажно-камерная с последующим обрушением целиков 1.1. Площадной выпуск руды МКЦ формируются между камерами по простиранию рудного тела, а МБЦ -между ДБ по падению. Обрушение МКЦ и МБЦ после выемки камеры. Запасы целиков извлекаются
1.2. Торцовый выпуск руды ПДМ с ДУ
1.3. Выемка сдвоенными камерами с площадным выпуском руды МКЦ формируются между сдвоенными камерами по простиранию рудного тела, а МБЦ — между ДБ по падению. Обрушаются МКЦ и МБЦ после выемки каждой сдвоенной камеры. Запасы целиков извлекаются
1.4. Выемка сдвоенными камерами с торцовым выпуском руды ПДМ с ДУ
1.5. Выемка сдвоенными камерами увеличенной ширины с торцовым выпуском руды ПДМ с ДУ МБЦ не предусматривается в опытном блоке. ПЦ формируются между сдвоенными камерами. Погашаются ПЦ после выемки всех сдвоенных камер опытного блока. Запасы ПЦ не извлекаются
2. Горизонтальные слои с сухой закладкой 2.1. Отбойка горизонтальными шпурами ПЦ формируются между добычными панелями. Запасы ПЦ не извлекаются
2.2. Отбойка вертикальными шпурами
Вариант 1.1 подэтажно-камерной системы разработки с площадным выпуском руды и последующим обрушением целиков. Опытный блок разбивается подэтажными доставочными штреками на пять панелей (подэтажей). Каждая панель по простиранию делится на два добычных блока, которые включают очистную камеру, МКЦ и междублоковый целик (МБЦ). Параметры конструктивных элементов варианта 1.1 подэтажно-камерной системы разработки опытного блока 1020/960 м приведены на рис. 1. Порядок отработки ДБ состоит в первоначальной выемке очистной камеры, после чего массовым взрыванием на выработанное пространство камеры обрушают одновременно МКЦ и МБЦ. Основные запасы камеры вынимают путем секционной отбойки на открытое очистное пространство вертикальными веерами скважин диаметром 65 мм (по два-три веера) и площадного выпуска отбитой руды через траншейное днище из погрузочных заездов с помощью ПДМ. Разбуривание МКЦ производят с флангов слабонаклонными скважинами диаметром 105 мм из буровых камер и МБЦ — вертикальными веерами скважин диаметром 105 мм из бурового штрека.
Вариант 1.2 подэтажно-камерной системы разработки с торцовым выпуском руды и последующим обрушением целиков. Порядок отработки ДБ, параметры конструктивных элементов и технология выемки запасов опытного блока 1020/960 м по варианту 1.2 под-этажно-камерной системы разработки аналогичны варианту 1.1. Отличие состоит в применении торцового выпуска руды и схеме разбуривания МКЦ восходящими веерами из доставочного штрека (см. рис. 2).
Вариант 1.2 с торцовым выпуском руды предусматривают использование
ПДМ с ДУ. Схема подготовки днища камер и принципиальный план горизонта выпуска при варианте 1.2 представлен на рис. 3.
Вариант 1.3 подэтажно-камерной системы разработки сдвоенными камерами с площадным выпуском руды и последующим обрушением целиков. Отличие от варианта 1.1 состоит в том, что рудное тело в опытном блоке 1020/960 м по падению разбивается на 3 панели. Каждая панель по простиранию делится на 2 добычных блока, отрабатываемых на два подэтажа. Добычной блок включает две очистные камеры, один МКЦ и МБЦ (рис. 4). Выемка сдвоенных камер в ДБ ведется на двух подэтажах. Подэтажи имеют разную высоту, и отрабатываются с опережением верхнего. После отработки сдвоенных камер производится обрушение МКЦ и МБЦ. Схемы разбуривания целиков и выпуска-доставки руды из камеры аналогичны варианту 1.1.
Вариант 1.4 подэтажно-камер-ной системы разработки сдвоенными камерами с торцовым выпуском руды и последующим обрушением целиков. Параметры конструктивных элементов и технология отработки опытного блока 1020/960 м по варианту 1.4 аналогичны варианту 1.3, а схема разбу-ривания МКЦ из доставочного штрека и торцового выпуска руды с использованием ПДМ с ДУ — варианту 1.2 (см. рис. 2 и 3).
Вариант 1.5 подэтажно-камерной системы разработки сдвоенными камерами увеличенной ширины с торцовым выпуском руды и последующим обрушением ПЦ (рис. 5). Данный вариант является модернизацией варианта 1.4. Отличие варианта 1.5 состоит в следующем:
1. Рудное тело по падению делится на три панели наклонной длины 31 м неизвлекаемыми панельными целиками (ПЦ) мощностью 3 м.
в-в
Рис. 1. Подэтажно-камерная система разработки с площадным выпуском руды (вар. 1.1) Fig. 1. Sub-level chamber mining system with bottom ore drawing (options 1.1)
Рис. 4. Подэтажно-камерная система разработки сдвоенными камерами с площадным выпуском руды (вар.1.3) Fig. 4. Sub-level double-chamber mining system with bottom ore drawing
65 м
I' 11
Фланговый
Перегрузочная/ Блоковый
наклонный съезд
Рис. 3. План горизонта при торцовом выпуске руды (в вариантах 1.2, 1.4 и 1.5)
Fig. 3. Horizon plan for face ore drawing (in options 1.2, 1.4 and 1.5)
Рис. 2. Схема разбуривания МКЦ из доставочного штрека (в вариантах 1.2 и 1.4)
Fig. 2. Inter-chamber pillar drilling pattern from a delivery drift (in options 1.2 and 1.4)
Fig. 5. Sub-floor-chamber development system with dual chambers and end output of ore by load-and-haul vehicle equipped with remote control
Б-Б a
/
Рис. 6. Система разработки горизонтальными слоями с сухой (породной) закладкой (вар. 2.1) Fig. 6. Horizontal layers mining system with dry (rock) stowing
2. Панель отрабатывается одним добычным блоком без формирования междукамерных целиков.
Панель делится по падению двумя подэтажами на две камеры (верхняя и нижняя) наклонной длины 14 м каждая.
Конструктивные параметры добычного блока:
• наклонная ширина сдвоенной камеры 28 м (наклонная ширина нижней и верхней камеры по 14 м),
• ширина неизвлекаемого панельного целика 3 м вместо 6 м,
• длина камер равна длине рудного тела по простиранию — от 65 м (гор. 960 м) до 130 м (гор. 1020 м),
• высота подэтажей в добычном блоке — 9 м и 11 м.
3. Камеры в добычном блоке отрабатывают последовательно, начиная с верхней. К отработке нижней камеры приступают только после выемки запасов верхней камеры.
Отрезные щели в камерах оформляют в центральной части рудного тела. Выемку камер осуществляют от центра к флангам подэтажа (к границам опытного блока).
4. Буро-доставочные штреки проходят по рудному телу.
5. Отбойку камерных запасов осуществляют по контакту рудного тела с лежачим боком без породной подсечки.
6. Выемка камерных запасов ведется секционной отбойкой с выпуском руды из торца буро-доставочного штрека с заездом ПДМ с ДУ в очистное пространство камеры.
7. После выемки всех сдвоенных камер опытного блока осуществляют погашение ПЦ путем взрывания скважин диаметров 105, пробуренных из подэтажного штрека. Выемка запасов ПЦ не предусматривается. Одновременное погашение ПЦ обеспечивает равномерное обрушение пород висячего бока и гарантирует заполнение
выработанного пространства камер, что является преимуществом в сравнении с традиционным порядком обрушения целиков [10].
Расчеты допустимого пролета камеры и устойчивой ширины целиков при подэтажно-камерной системе разработки запасов месторождения «Скалистое» в условиях опытного блока выполнены на основании известных методик [11, 12].
Варианты 2.1 и 2.2 системы разработки горизонтальными слоями с сухой закладкой. В качестве закладочного материала предусмотрено использование породы от проходки выработок [13]. Рудное тело в пределах опытного блока по падению делится на три панели. Панели разделяются ленточным панельным целиком, аналогично варианту 1.5. Порядок отработки панелей в этаже — нисходящий, слоев в панели — восходящий (рис. 6).
Для доступа к рудному телу на флангах проходятся орты-заезды. Устройство заездов на слои осуществляется подрывом кровли соответствующего орта-заезда и укладкой отбитой породы на его почву. Таким же способом с каждого очистного слоя проходятся сбойки с вентиляционным восстающим [14].
Варианты 2.1 (рис. 7, а) и 2.2 (рис. 7, б) отличаются схемой выемки руды очистной заходки.
С целью совершенствования проектной схемы доставки и транспортирования горной массы предложена новая схема, предусматривающая устройство на подэтажах перегрузочных камер объемом 140 м3 для временного складирования руды/породы из очистных/проходческих забоев.
Для всех вариантов доставка руды осуществляется ПДМ типа Sandwik LH203 по схеме: забой — буро-доставоч-ный штрек — орт-заезд — подэтажный штрек — автосамосвал или перегрузоч-
Рuc. 7. Технология ведения работ при системе разработки горизонтальными слоями с сухой закладкой: а - с отбойкой горизонтальными шпурами (вариант 2.1); б - с отбойкой вертикальными шпурами (вариант 2.2)
Fig. 7. Technology of mining operations in horizontal layers with dry stowing: a - horizontal blast-holes (option 2.1); b - vertical blast-holes (option 2.2)
ная камера, где в отсутствие автосамосвала складируется руда. Средняя длина доставки составляет 140 м. Руда из перегрузочной камеры грузится ПДМ в автосамосвал. Транспортируется горная масса автосамосвалом типа PAUS UNI 50 — 2. на поверхность по следующей схеме: перегрузочная камера — наклонный съезд — доставочный штрек — главный автоуклон — штольня — рудный склад. Средняя длина транспортирования составляет 784 м, что на 10 — 15 % меньше проектной.
Разработанные схемы доставки и транспортирования позволяет исключить проходку рудоспусков, подъездных выработок к ним, оборудование
вибропитателей, уменьшить объем проходческих работ в опытном блоке на 25 %.
Выбор оптимального варианта системы разработки
Для сконструированных вариантов систем разработки выполнены расчеты основных технологических показателей [15 — 17] (табл. 2).
Сравнительный анализ основных технологических показателей показал: • варианты 1.2 и 1.4 подэтажно-камерной системы разработки имеют наихудшие показатели потерь руды по сравнению с вариантами 1.1, 1.3 и 1.5;
Таблица 2
Технологические показатели по вариантам систем разработки Technological parameters for the options of mining systems
Вариант системы разработки Удельный объем ПНР на 1000 т добытой руды, м3 Потери, % Разубоживание, % Эксплуатационные запасы,т
Подэтажно-камерная система разработки с последующим обрушением целиков
1.1 207,5 16,0 15,8 106746
1.2 206,2 25,1 13,1 92224
1.3 235,4 14,0 13,5 106382
1.4 230,6 20,0 8,7 93757
1.5 164,1 16,4 7,3 96496
Подэтажное обрушение с торцовым выпуском руды
Проектный (базовый) 247,4 33,4 21,5 90780
Горизонтальные слои с закладкой
2.1 234,2 15,4 13,5 104650
2.2 241,0 12,8 8,2 101638
Таблица 3
Показатели эффективности вариантов систем разработки Indicators of options efficiency of mining systems
№ Показатель Ед. изм. Варианты систем разработки
1.5 2.2
1 Удельные затраты на горнопроходческие работы руб/т 377 554
2 Удельные затраты на внутришахтный транспорт руб/т 50 50
3 Удельные затраты на отбойку руды руб/т 113 180
4 Удельные затраты на выпуск и доставку руды руб/т 141 162
5 Удельные затраты на закладочные работы руб/т 0 260
6 Удельные общепроизводственные и прочие расходы руб/т 801
7 Себестоимость добычи 1 т руды руб/т 1482 | 2007
8 Себестоимость обогащения 1 т добытой руды руб/т 762
9 Себестоимость добычи и обогащения 1 т добытой руды руб/т 2244 2769
10 Себестоимость добычи и обогащения, отнесенная к 1 т погашаемых балансовых запасов руб/т 2024 2630
11 Содержание меди в добытой руде % 3,01 2,98
12 Извлечение меди в концентрат % 87,9 87,7
13 Извлекаемая ценность, отнесенная на 1 т погашаемых балансовых запасов руб/т 4675 4866
14 Прибыль, отнесенная на 1 т погашаемых балансовых запасов руб/т 2651 2236
• вариант 1.5 подэтажно-камерной системы разработки устраняет недостатки, заключающиеся в относительно большом удельном объеме ПНР, увеличенных потерях и разубоживании руды;
• проектный вариант характеризуется самыми низкими технологическими показателями отработки запасов опытного блока;
• вариант 2.2 системы горизонтальных слоев обеспечивает более высокие показатели извлечения руды по сравнению с вариантом 2.1.
Следовательно, наиболее конкурентоспособными вариантами отработки месторождения «Скалистое» являются варианты 1.5 и 2.2.
Выбор наиболее эффективного из конкурентоспособных вариантов систем разработки произведен путем определения и сравнения прибыли, отнесенной на 1 т погашаемых балансовых запасов руды (табл. 3). Данные для расчета извлекаемой ценности, себестоимости добычи и обогащения руды принимались по аналогии с показателями, достигнутыми при освоении медноколчеданных месторождений Урала [18], исходя из макроэкономических условий, сложившихся в 2019 году (курс 1 $ составлял 64 руб., цена 1 т меди на LME — 6000 $).
В результате экономико-математического моделирования установлено:
• наименьшую себестоимость добычи и обогащения руды имеет вариант 1.5 (меньше на 23 %);
• наибольшую извлекаемую ценность добытой руды имеет вариант 2.2 (больше на 4 %);
• в итоге прибыль варианта 1.5 выше на 19 % по сравнению с вариантом 2.2;
• по сравнению с базовым вариантом системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды прибыль варианта 1.5 выше на 40 %.
Таким образом, наибольшая эффективность отработки месторождения «Скалистое» достигается при применении варианта 1.5.
При реализации варианте 1.5 безопасность ведения горных работ обеспечивается за счет следующих технологических решений:
• выпуск и доставка отбитой руды из камеры осуществляется ПДМ, оснащенной ДУ;
• в отработанных камерах все заезды и сбойки перекрываются пустой породой на длину не менее 5 м;
• для сохранения устойчивости камер в период их отработки оставляются регулярные панельные целики;
• погашение ПЦ производится после полной выемки запасов блока путем одновременного обрушения всех ПЦ взрыванием зарядов в скважинах, пробуренных из полевых подэтажных штреков.
Заключение
Сконструировано семь технически рациональных вариантов систем разработки наиболее соответствующих горно-геологическим и горнотехническим условиям отработки запасов опытного блока. На первом этапе выбора эффективного варианта систем разработки определены по основным технологическим показателям два наиболее конкурентоспособных варианта отработки месторождения «Скалистое». Это вариант 1.5 под-этажно-камерной системы разработки сдвоенными камерами увеличенной ширины с торцовым выпуском руды ПДМ с ДУ и последующим погашением ПЦ и вариант 2.2 системы разработки горизонтальными слоями с сухой закладкой и отбойкой вертикальными шпурами. На втором этапе в результате экономико-математического моделирования конкурентоспособных вариантов
установлено, что наибольшая эффективность отработки запасов опытного блока месторождения «Скалистое» достигается при применении варианта 1.5 подэтажно-камерной системы разработки сдвоенными камерами увеличенной ширины с торцовым выпуском руды ПДМ с ДУ и последующим погашением ПЦ. После отработки запасов блока все заезды и сбойки
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
с камерами перекрываются пустой породой, а бурение и заряжание скважин для обрушения ПЦ производится из безопасных полевых выработок. Данный вариант технологии добычи руды рекомендуется для проектирования и опытно-промышленной проверки в условиях опытного блока месторождения «Скалистое» в отм. +960/+1020 м.
1. Каплунов Д.Р., Рыльникова М.В., Радченко Д.Н. Реализация концепции устойчивого развития горных территорий — базис расширения минерально-сырьевого комплекса России // Устойчивое развитие горных территорий. — 2015. — № 3 (25). — С. 46—50.
2. Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В., Рожков А.А. Изыскание подземной геотехнологии при переходе к освоению глубокозалегающих запасов наклонного медноколчеданного месторождения // Известия Уральского государственного горного университета. 2016. № 2. С. 47—53.
3. Савич И.Н., Гагиев Т.А., Павлов А.А. Обоснование параметров системы и нормативных показателей извлечения при применении технологий, предусматривающих выпуск руды под обрушенными породами //Рациональное освоение недр. 2011. № 4. С. 58—61.
4. Lovitt M. Evolution of sublevel caving — safety improvement through technology // The AusIMM Bulletin. 2016. April. pp. 82-85.
5. Версилов С.О., Игнатов В.Н., Игнатов М.В., Семенов А.В., Шестак С.Г. Принцип формирования рудопотоков при отработке запасов системой разработки с обрушением и торцовым выпуском руды // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2015. № S11—54. С. 3—8.
6. Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Барановский К.В. Выбор подземной геотехнологии отработки наклонного месторождения кварца на основе экономико-математического моделирования // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2016. № 5. С. 346—356.
7. Espinoza R.D., Rojo J. Towards sustainable mining (Part I): Valuing investment opportunities in the mining sector // Resources Policy. 2017. Vol. 52. pp. 7—18.
8. Трубецкой К.Н. Развитие ресурсосберегающих и ресурсовоспроизводящих геотехнологий комплексного освоения месторождений полезных ископаемых. — М.: ИПКОН РАН, 2014. — 196 с.
9. Li J.-G., Zhan K. Intelligent Mining Technology for an Underground Metal Mine Based on Unmanned Equipment // Engineering. 2018. Vol. 4. Iss. 3. pp. 381—391.
10. Барановский К.В., Соломеин Ю.М., Антипин Ю.Г. Совершенствование технологии выемки запасов целиков и способа погашения выработанного пространства в условиях Кыштымского подземного рудника // Проблемы недропользования. 2018. № 1 (16). С. 5 — 12.
11. Методические указания по определению допустимых пролетов обнажений трещиноватых горных пород и размеров опорных целиков при подземной разработке рудных месторождений. — М.: ИПКОН СССР, 1978. — 92 с.
12. Методические указания по определению размеров камер и целиков при подземной разработке руд цветных металлов. — Чита: Читинский филиал ВНИПИгорцветмет, 1988. — 126 с.
13. O'Sullivan D., Newman A. Extraction and Backfill. Scheduling in a Complex Underground Mine // Interfaces. 2014. Vol. 44. Iss. 2. pp. 204-221.
14. Смирнов А.А. Способ проходки горных выработок. Патент на изобретение RUS №2693806. Заявка №2018140718 от 19.11.2018. Опубл. 04.07.2019
15. Erzurumlu S.S., Erzurumlu Y.O. Sustainable mining development with community using design thinking and multi-criteria decision analysis. Resources Policy. 2015. Vol. 46. pp. 6-14.
16. Куликов В.В. Выпуск руды / В.В. Куликов. - М.: Недра, 1980. - 303 с.
17. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations / SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference. Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States. 15-18 February. 2015, Pp. 529-532.
18. Волков, Ю.В., Соколов И.В. Подземная разработка медноколчеданных месторождений Урала. - Екатеринбург: УрО РАН, 2006. - 232 с. ti^
REFERENCES
1. Kaplunov D.R., Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N. The implementation of the concept of sustainable development of mountainous areas is the basis for the expansion of the mineral resource complex of Russia. Ustoichivoe razvitie gornykh territorii. 2015, no 3 (25), pp. 46-50. [In Russ]
2. Sokolov I.V., Antipin Yu.G., Nikitin I.V., Baranovskii K.V., Rozhkov A.A. Exploration of underground geotechnology during the transition to the development of deep-lying reserves of an inclined copper pyrite deposit. Izvestiya Ural'skogo gosudarstvennogo gornogo universiteta. 2016, no 2, pp. 47-53. [In Russ]
3. Savich I.N., Gagiev T.A., Pavlov A.A. Substantiation of system parameters and standard indicators of extraction when applying technologies providing for the release of ore under collapsed rocks. Ratsional'noe osvoenie nedr. 2011, no 4, pp. 58-61. [In Russ]
4. Lovitt M. Evolution of sublevel caving - safety improvement through technology. The AusIMM Bulletin, 2016. April. pp. 82-85.
5. Versilov S.O., Ignatov V.N., Ignatov M.V., Semenov A.V., Shestak S.G.The principle of the formation of ore flows during mining by a development system with a collapse and face output of ore. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2015, no S11-54, pp. 3-8. [In Russ]
6. Sokolov I.V., Antipin Yu.G., Baranovskii K.V. The choice of underground geotechnology for developing an inclined quartz deposit based on economic and mathematical modeling. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2016, no 5, pp. 346-356. [In Russ]
7. Espinoza R.D., Rojo J. Towards sustainable mining (Part I): Valuing investment opportunities in the mining sector. Resources Policy, 2017, Vol. 52. pp. 7-18.
8. Trubetskoi K.N. Razvitie resursosberegayushchikh i resursovosproizvodyashchikh geotekhnologii kompleksnogo osvoeniya mestorozhdenii poleznykh iskopaemykh [Development of resource-saving and resource-reproducing geotechnologies for integrated development of mineral deposits.], Moscow, ICEMR RAS, 2014, 196 p. [In Russ]
9. Li J.-G., Zhan K. Intelligent Mining Technology for an Underground Metal Mine Based on Unmanned Equipment. Engineering, 2018, Vol. 4, Iss. 3, pp. 381-391.
10. Baranovskii K.V., Solomein Yu.M., Antipin Yu.G. Improving the technology of excavating stocks of pillars and the method of redeeming the developed space in the conditions of the Kyshtym underground mine. Problemy nedropol'zovaniya, 2018, no 1 (16), pp. 5-12. [In Russ]
11. Metodicheskie ukazaniya po opredeleniyu dopustimykh proletov obnazhenii treshchinovatykh gornykh porod i razmerov opornykh tselikov pri podzemnoi razrabotke rudnykh mestorozhdenii [Guidelines for determining the permissible spans of outcrops of fractured rocks and sizes of pillars during underground mining of ore deposits], Moscow, ICEMR USSR, 1978, 92 p. [In Russ]
12. Metodicheskie ukazaniya po opredeleniyu razmerov kamer i tselikov pri podzemnoi razrabotke rud tsvetnykh metallov [Guidelines for determining the size of chambers and pillars in the underground mining of non-ferrous metals], Chita, Chita branch of VNIPIgortsvetmet, 1988, 126 p. [In Russ]
13. O'Sullivan D., Newman A. Extraction and Backfill Scheduling in a Complex Underground Mine. Interfaces, 2014, Vol. 44, Iss. 2, pp. 204-221.
14. Smirnov A.A. Patent RU 269306, 04.07.2019. [In Russ]
15. Erzurumlu S.S., Erzurumlu Y.O. Sustainable mining development with community using design thinking and multi-criteria decision analysis. Resources Policy, 2015, Vol. 46, pp. 6 — 14.
16. Kulikov V.V. Vypusk rudy [Ore production], Moscow, Nedra, 1980, 303 p. [In Russ]
17. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations. SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference. Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States, 15 — 18 February, 2015, pp. 529—532.
18. Volkov, Yu.V., Sokolov I.V. Podzemnaya razrabotka mednokolchedannykh mestorozhdenii Urala [Underground mining of copper pyrite deposits of the Ural], Ekaterinburg, UB RAS, 2006, 232 p. [In Russ]
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Антипин Юрий Георгиевич1 — канд. техн. наук, заведующий лабораторией подземной геотехнологии, e-mail: [email protected],
Барановский Кирилл Васильевич1 — канд. техн. наук, старший научный сотрудник лаборатории подземной геотехнологии,
Соломеин Юрий Михайлович1 — научный сотрудник лаборатории подземной геотехнологии,
Рожков Артём Андреевич1 — канд. техн. наук, научный сотрудник лаборатории подземной геотехнологии,
1 Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук (ИГД УрО РАН), 620075 г. Екатеринбург, ГСП-219, Мамина-Сибиряка 58.
INFORMATION ON THE AUTHORS
Antipin Yu.GCand. Sci. (Eng.), head of the laboratory of underground geotechnology, е-mail: [email protected],
Baranovskiy K.V.1, Cand. Sci. (Eng.), senior research worker of the laboratory of underground geotechnology,
Solomein Yu.MJ, research worker of the laboratory of underground geotechnology, Rozhkov A.ACand. Sci. (Eng.), research worker of the laboratory of underground geotechnology,
1 The Institute of Mining of the Ural branch of the Russian Academy of Sciences, 620075, Ekaterinburg, Russia.
Получена редакцией 21.11.2019; получена после рецензии 19.03.2020; принята к печати 20.03.2020. Received by the editors 21.11.2019; received after the review 19.03.2020; accepted for printing 20.03.2020.
Д_
