CC BY
15
УДК 504.55.054:662 (470.6)
ККОНЦЕПЦИИОДНОСТАДИЙНОЙВЫЕМКИЗАПАСОВ МЕТАЛЛИЧЕСКИХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
В.И. Голик, Ю.И. Разоренов, Ю.В. Дмитрак, В.Б. Заалишвили
Приведены результаты исследования по совершенствованию методов управления эффективностью подземной разработки рудных месторождений системами с одностадийной выемкой руды, включающих в себя анализ опыта, теоретические изыскания и рекомендации в условиях месторождений Садонского рудного узла.
Ключевые слова: разработка месторождений, руда, одностадийная выемка, порода, выпуск, потери, разубоживание.
Введение
Системы разработки с одностадийной выемкой позволили увеличить производственную мощность, но повысили разубоживание и потери руд при добыче из-за осложнений с отбойкой и выпуском рудной массы, особенно с уменьшением мощности и угла падения рудного тела (рис. 1).
Рис. 1. Одностадийный вариант системы подэтажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями в зажатой среде: 1 - выработки откаточного горизонта; 2 - рудоспуск;
3 - подэтажные выработки; 4 - выпускные воронки; 5 - буровые выработки; 6 - скважины; 7 - отбитая руда;
8 - обрушенная порода
При одностадийной выемке запасы блока отрабатывают участками или панелями сплошным фронтом без оставления целиков, кроме над выработками выпуска, извлекаемых при отработке нижележащих участков.
Системы с одностадийной выемкой обладают преимуществами по сравнению с двухстадийными, в том числе [1-3]:
- отсутствие компенсационных пустот, образование которых в недостаточно устойчивых рудах при повышенном горном давлении сопряжено с трудностями;
- улучшение качества дробления руды;
- сокращение объема горных выработок;
- повышение интенсивности очистной выемки;
- концентрация горных работ.
Недостаточно изучены способы управления кусковатостью руды при отбойке в зажатой среде, в том числе оптимизация параметров взрывания и толщины отбиваемого слоя. Особо актуально изучение закономерностей добычи при разработке месторождений средней мощности.
Задачей исследования является совершенствование методов расчета и прогнозирования показателей разработки крутопадающих месторождений средней мощности системами с одностадийной выемкой руды [4-7].
Исследование включает в себя анализ опыта одностадийной выемки, теоретические изыскания и разработку рекомендаций.
Для исследования используется метод математического анализа с компьютерной оптимизацией параметров. Для описания особенностей выпуска руды одновременно с моделированием применяется аналитический расчет в сравнении с полученными данными в условиях месторождений Садонского рудного узла.
Результат
Двухстадийные системы разработки характеризуются незначительными потерями и разубоживанием руды (2.. .4 %), но при извлечении междукамерных и междублоковых целиков потери достигают 40.60 %, а разубоживание - 25.28 %. При выемке потолочин потери руды составляют 40.60 %, а при большой высоте этажа достигают 80.90 % (табл. 1).
Таблица 1
Качество добываемых руд на месторождениях цветной металлургии
Месторождения Система разработки Потери, % Разубоживание, %
Текели Камеры с отбойкой минными зарядами 17,9 18,5
Отбойка глубокими скважинами 14,4 7,1
Тырныаузское Подэтажные штреки с отбойкой минными и скважинными зарядами 12.15 16.20
Алтын-Топканское Магазинирование и этажно-камерная - 40,9
Талнахское Этажное принудительное обрушение на вертикальные компенсационные камеры 19.25 20.27
Миргалимсайское Камерно-столбовая 20.22 7.9
Система подэтажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями в зажатой среде применялась на шахтах «Южная» и «Центральная» рудника им. XX Партсъезда, им. 50-летия газеты «Правда» рудника им.
К. Либкнехта, «Саксагань» рудника им. Дзержинского и других, при отработке неустойчивых руд крепостью 4.6 по М.М. Протодьяконову.
Одним из рациональных вариантов системы является применяющаяся на Дегтярском руднике система подэтажного панельного обрушения, особенностью которой является совмещение буровых выработок с выработками выпуска и доставки. Отбиваемые слои имеют толщину 3 м, ширину 6 м и высоту до 15 м. Выпуск отбитой руды в начальной стадии ведется через окна в крепи выработок, а затем через кровлю панельного штрека. Объем торцевого выпуска с высокими потерями и разубоживанием минимизирован. Для равномерного и качественного дробления руды рационально применение скважин диаметром 70.80 мм.
Подэтажное обрушение с массовым торцовым выпуском руды применено на руднике «Молибден» Тырныаузского вольфрамо-молибденового комбината в южных роговиках. Трещиноватая руда крепостью до 14 по М.М. Протодьяконову залегала в висячем боку скарновых залежей под углом падения 65. 80°. Размеры блока в плане 25-25 м, запасы руды 45 тыс. т.
Рудный массив бурового яруса обрушали с опережением по отношению к зоне выпуска в днище подэтажа на 12 м. Отработка рудного тела велась от лежачего бока к висячему. Первые слои отбивали на вертикальную отрезную щель, последующие - в зажатой среде. Скважины диаметром 65 мм и глубиной 10.12 м бурили с расстоянием между веерами 1,0.2,0 м. Толщина слоя составляла 3.4 м. Веера взрывали с миллисе-кундным замедлением. Из выработок бурового яруса выпускали 10.12 % отбитой руды для создания компенсации.
Испытание технологических схем на руднике Молибден подтвердило возможность применения системы с массовым торцовым выпуском, которая обеспечила эффективность и безопасность работ.
Система подэтажного обрушения с послойным торцовым выпуском получила развитие на рудниках Зыряновского, Лениногорского, Норильского и других комбинатов.
Недостатком системы подэтажного обрушения с площадным выпуском руды является наличие изрезанного выработками днища, в котором сосредоточено 20.30 % запасов руды.
Системы этажного принудительного обрушения с одностадийной выемкой руды при разработке мощных рудных месторождений впервые внедрены на руднике им. С. М. Кирова в 1936 г. (рис. 2).
Вариант с отбойкой подэтажей минными зарядами получил в практике разработки название сплошного магазинирования. От подэтажной отбойки руды к взрыванию массива на высоту этажа в зажатой среде.
На руднике «Молибден» залежь Главный скарн имеет подковообразную форму с крутыми углами падения. Мощность руды в выпуклой части достигает 100.120 м, а на флангах постепенно уменьшается, доходя до нескольких метров. Рудное тело сложено монолитными скарнами кре-
постью 18...20. В висячем боку залегают сильно трещиноватые биотито-вые роговики крепостью 12.14, а в лежачем - монолитные мраморы с коэффициентом крепости 8... 10. Угол падения рудного тела 65...75°.
5
6 7
Рис. 2. Система этажного принудительного обрушения: 1 - выработки откаточного горизонта;
2 - скреперные выработки; 3 - выпускные воронки;
4 - материально-ходовые восстающие; 5 - скважины;
6 - рудоспуски; 7 - компенсационная камера
Для разработки мощной части рудного тела применяли вариант этажного принудительного обрушения с послойной отбойкой руды глубокими скважинами на подконсольное пространство. Рудное тело разбивается на блоки высотой 75 м, длиной по мощности рудного тела и шириной 30.36 м. Буровые выработки располагаются за контуром блока через 9.12 м по высоте. Массив руды разбуривали рядами слабонаклонных скважин диаметром 100 мм и глубиной 30.40 м. Расстояние между рядами скважин 2 м, а между концами скважин в ряду 3,5.4 м.
Руду отбивали горизонтальными слоями толщиной 9.12 м. Скважины взрывали электродетонаторами короткозамедленного действия с интервалом замедления 25, 50 и 75 м/с.
Технико-экономические показатели системы этажного принудительного обрушения с одностадийной выемкой приведены в табл. 2.
Рудник «Заполярный» Норильского комбината разрабатывает поло-гопадающую залежь вкрапленных руд, приуроченную к нижней части мощной интрузии габбро-диабазов. Мощность рудного тела колеблется от 18 до 50 м. Угол падения залежи изменяется от 6 до 18°, возрастая до 40... 50°. Покрывающими породами являются безрудные габбро-диабазы, подстилающими - лабрадоровые порфириты или андезитовые диабазы, за-
легающие на осадочных породах Тунгусской свиты. Коэффициент крепости вкрапленной руды 14.16, вмещающих пород 12.14. Объемный вес руды 3 т/м3.
Таблица 2
Показатели этажного принудительного обрушения
Показатели Единицы Двухстадийная Одностадийная
измерения выемка выемка
Объем проходки на 1000 т руды м 4,2 3,3
Расход ВВ на отбойку руды в камерах г/т 200 280
Расход ВВ на отбойку запасов в целиках г/т 700 -
Расход ВВ на вторичное дробление г/т 675 510
Выход негабарита % 18.22 12.16
Производительность рабочего т/см 26,5 30.75
Потери % 13,4 12
Разубоживание % 18,7 14,6
Себестоимость 1т руды руб. 0,389 0,352
Рудное тело разбивается на панели и блоки длиной 30.40 м и шириной 30 м. Буровые штреки проводятся по верхнему и нижнему контактам рудного тела. Расстояние между буровыми выработками на горизонте подсечки составляет 10,5 м, на верхнем - 15 м. Через 28 м буровые выработки сбиваются ходовыми (панельными) штреками. Выпускные выработки днища блока проводят в породах лежачего бока для уменьшения потерь руды в гребнях.
Для уменьшения заброса руды в буровые выработки и для уменьшения нарушений скважин при взрыве применяли отбойку комплектами с шахматным расположением скважин в веере.
Применение системы на руднике «Заполярный» позволило снизить выход негабарита в 2 раза и на 20 % расход ВВ на вторичное дробление. Окончательный выпуск с отставанием на 30 м позволил сократить потери и разубоживание соответственно на 7,7 и 6,3 % (табл. 3).
Таблица 3
Показатели системы этажного принудительного обрушения
Показатели Единицы Одностадийная выемка Двухстадийная выемка
Объем проходки на 1000 т запасов м 8,5.10,6 10,1
Расход ВВ кг/м3 1,72.2,02 2,28
Выход негабарита % 10,5.13,0 22
Потери % 13,8.18,6 24,1
Разубоживание % 13,3.18,6 23,8
Этажное принудительное обрушение с торцовым выпуском руды применяется на Салаирском руднике и руднике им. XXII съезда КПСС Зы-ряновского свинцового комбината, а также при разработке железорудных месторождений Урала.
При отработке рудных тел средней мощности (до 10.15 м) системы с одностадийной выемкой применялись на рудниках Зыряновского и Норильского комбинатов. При отработке блока на руднике им. ХХП съезда КПСС рудное тело мощностью 5.10 м с углом падения 65.75° отрабатывали при высоте этажа 27 м. Длина блока по простиранию 86 м. Рудный массив разбуривали восходящими веерами скважин диаметром 105.150 мм.
Квайсинское полиметаллическое месторождение представлено тремя линзообразными рудными телами мощностью от 3 до 15 м с неравномерным свинцово-цинковым оруденением и крутым углом падения. Длина рудных тел по простиранию небольшая. Рудные тела не выдержаны как по простиранию, так и по падению. К висячему боку рудное тело постепенно переходит в непромышленную вкрапленность свинца и цинка [8-9].
По лежачему боку рудного тела преобладают прожилки и гнезда рудных минералов, составляющие наиболее обогащенную часть залежи мощностью 1,5.2 м. Также отмечено увеличение трещиноватости в направлении лежачего бока с глинистыми прослойками. Выработки, пройденные по рудному телу, характеризуются слабой устойчивостью и требуют крепления.
Вариант этажного принудительного обрушения с площадным выпуском руды включал в себя отбойку в зажиме вертикальных слоев руды веерами скважин диаметром 65.70 мм из подэтажных штреков и выпуска руды через воронки на горизонт скреперования.
Для создания условий отбойки перед взрыванием очередного слоя производили частичный выпуск из дучки в непосредственной близости к забою, чтобы коэффициент разрыхления отбитой руды в призабойном пространстве был не менее 1,5.
При такой технологии совмещались работы по бурению и выпуску руды, сокращалось время нахождения отбитой руды в очистном пространстве, а также уменьшались затраты на поддержание штрека скреперования.
В практике одностадийных систем разработки отбойка руды велась минными зарядами и глубокими скважинами диаметром от 50 до 150 мм. Позднее отбойка минными зарядами была заменена скважинной.
Применение скважин диаметром 100.150 мм на месторождениях с крепкими рудами позволило увеличить выход руды с I метра скважины за счет увеличения линии наименьшего сопротивления.
На руднике им. ХХП съезда КПСС отбойка велась скважинами. Расстояние между веерными комплектами диаметром 150 мм составляло 3,5.2,5 м, а при скважинах диаметром 100 мм - 2.2,7 м (табл. 4).
На руднике им. Кирова комбината «Апатит» при взрывании скважин диаметром 105,145 и 214 мм расстояние между рядами скважин соответственно составляли 2,3.2,4, 3,2.4 и 5,8.6,5 м, при расстоянии между скважинами в веере 2,5.3,5, 3,7, 6,2.7 м.
Таблица 4
Показатели отбойки руды
Показатели Единицы Диаметр скважин, мм
100 150
Максимальная толщина отбиваемого слоя м 20 21
Количество рядов скважин в слое шт. 9 6
Расход ВВ кг/т 0,680 0,860
Выход негабарита % 10.12 15.16
Производительность труда рабочего т/см 123 101
При отбойке восходящими веерными скважинами диаметром 145 мм на высоту этажа выход негабарита (800 мм) составил 11,1 %, тогда как при отбойке скважинами диаметром 105 мм из подэтажей - 2,3 %. При отбойке восходящими параллельными скважинами диаметром 145 мм качество дробления улучшилось, но выход крупных кусков составил 7 %, или в 3 раза больше, чем при диаметре 105 мм.
Увеличение диаметра скважин до 214 мм повысило выход негабарита до 7,8 %. При отбойке скважинами увеличенного диаметра трудоемкость очистных работ возросла в 1,5.2 раза.
Разрыхление отбиваемого массива происходит за счет уплотнения зажимающего материала, который рассматривается как псевдопластичная среда, способная уплотняться при динамических нагрузках.
Анализ опыта применения отбойки руды в зажиме и на открытое пространство позволил обосновать гипотезу о механизме дробления руды при отбойке в зажиме. Однако выбор параметров буровзрывных работ и сейчас базируется на экспериментальных данных [10-12].
Опыт отбойки в зажиме позволяет утверждать:
- дробление руды улучшается за счет не только более полного использования энергии взрыва, но также и отсутствия целиков;
- расход ВВ на отбойку руды сокращается в 1,2.1,3 раза;
- рационально применять многорядное взрывание с миллисекунд-ным замедлением;
- коэффициент разрыхления зажимающего материала перед взрыванием должен быть максимальным.
Зависания руды отбитой в зажиме при разработке месторождений средней мощности происходят под действием сил бокового распора. Уплотнение отбитой руды и зажимающего материала подчиняется закону уплотнения сыпучих сред за счет преодоления сил трения между частицами, их перемещения, смятия и раздавливания.
На рудниках «Заполярный» Норильского комбината и им. ХХ11 съезда КПСС за сдвижением зажимающего материала наблюдали по перемещению реперов, забитых в зажимающий материал на различном расстоянии от взрываемого слоя (рис. 3).
Экспериментально установлено, что уплотнение зажимающего материала распространяется на 15.18 м от взрываемого слоя. Кроме линейного перемещения реперы поворачивались в горизонтальной плоскости. Подвижка материалов у стенок выемочных блоков уменьшается в результате трения зажимающего материала. Одностадийная система этажного принудительного обрушения применялась при разработке рудных тел Квайсинского полиметаллического месторождения при условиях: длина блока и высота 40 м, мощность рудного тела минимальная 3,4.4 м, средняя горизонтальная 6,7 м. Падение рудного тела 85.88°.
Рудное тело представляло собой вкрапленность галенита и сфалерита в известняках. Коэффициент крепости руды 8.10. Коэффициент раз-
3 3
рыхления руды 1,5. Средняя плотность руды 2,9 т/м , известняков 2,6 т/м , порфиритов 2,7 т/м3
Для выпуска руды в креплении штрека оставляли окна. Подэтажные штреки сечением 6,3 м2 проводили из восстающих. Запасы блока были разделены на два подэтажа высотой 11 и 12 м.
Отбойка велась буровзрывным способом веерами скважин длиной до 14 м, диаметром 65 мм. Расстояние между веерами составляло 1,5 м, а между концами скважин в веере 1,8 м. Скважины бурили с наклоном 75.80° на очистное пространство.
Выпуск отбойкой руды производился на штрек скреперования. Частичный выпуск руды превышал расчетный. После отбойки очередного слоя в зажиме коэффициент разрыхления руды составлял 1,22. Технико-экономические показатели отработки экспериментального блока приведены в табл. 5.
Таблица 5
Показатели варианта с одностадийной выемкой
Наименование Единицы измерения Значение
1. Запасы руды в блоке т 36000
2. Добыто рудной массы т 39111
3. Количество руды в целике над штреком т 2000
4. Проходка выработок на 1000 т руды м 6,1
5. Производительность труда рабочего т/чел. см 12,57
б.Производительность рабочего на добыче т/чел. см 14,35
9. Расход ВВ кг/т 0,32
10. Выход негабарита % 5-7
11. Себестоимость добычи 1 т руды (франко-люк) руб. 1,493
12. Потери % 8,5
13. Разубоживание % 20,5
Закономерности выпуска обрушенной руды из блоков и характер внутренних перемещений частиц сыпучего материала сводятся к следующим положениям:
- движение сыпучего материала происходит только над выпускным отверстием в зоне, размеры которой определяются в зависимости от формы эллипсоида или параболоида;
- изменение положения контакта руды с налегающими породами начинается после выпуска некоторого количества сыпучего материала или после дополнительного разрыхления в зоне перемещения частиц;
- после достижения верхней границей эллипсоида разрыхления контакта обрушенной руды с налегающими породами перемещаются налегающие породы внутри фигуры разрыхления, принимая форму депрессион-ной воронки;
- при равномерно-последовательном выпуске руды из близко расположенных отверстий перемещение контакта руды с породой происходит горизонтально до определенной высоты, называемой критической, контакт руды с породой прогибается и порода внедряется в руду в виде воронки.
Критическая высота может быть определена по формуле Г.М. Малахова:
h ,, = С(S - d) ,
где S - среднее расстояние между осями соседних выпускных отверстий; d - диаметр выпускных отверстий; C - коэффициент, равный 7,2 для мелких руд и 3,3 для кусковатых руд.
Перемещение контакта обрушенной руды с налегающими породами начинается после достижения его эллипсоидом разрыхления. При этом контакт сначала плавно прогибается и налегающие породы постепенно внедряются в руду. По мере выпуска порода все больше углубляется, а угол наклона её контакта с рудой постепенно увеличивается. Проникаю-
щая в руду порода имеет форму депрессионной воронки и получила название воронки внедрения.
Выпуск чистой руды прекращается после достижения воронкой внедрения выпускного отверстия. При дальнейшем выпуске из отверстия начинается извлечение разубоженной руды.
Количество разубоженной руды определяется объемами эллипсоидов доз выпуска. Эллипсоид включает в себя центральную часть, состоящую из породы, и остальную, представленную отбитой рудой.
Закономерности выпуска руды изучают на статических моделях, где материалом служит песок или дробленная руда различных фракций.
Основные требования при исследовании закономерностей выпуска на статических моделях включают в себя подобие конструктивных элементов модели, гранулометрического состава, углов внутреннего трения и трения руды.
При моделировании материалом служила дробленная полиметаллическая руда Квайсинского месторождения со средней плотностью в массиве 2,73 т/м . Фотографировалась руда в откосах рудоспусков на штреке скреперования, куда укладывалась деревянная решетка с размерами отверстий 100 х 100 мм.
Угол естественного откоса определялся методом свободного образования конуса руды при истечении её из поднимаемого вертикально вверх пологого цилиндра диаметром 80 мм и высотой 400 мм (табл. 6).
Таблица 6
Значения угла естественного откоса
Значения угла естественного откоса Коэффициент вариации
Минимальное Максимальное Среднее
350 10' 360 45' 350 47' 2,31
Исследование формы воронки внедрения проводилось на модели с прозрачной стенкой. Налегающие породы имитировались магнетитом, который по цвету отличался от руды. Уравнение образующей воронки внедрения к началу разубоживания имеет вид:
у = к1п (х +1) при х>0,
где у - ордината точки на поверхности воронки внедрения; х - абсцисса точки на поверхности воронки внедрения; 1п - натуральный логарифм; к-показатель крутизны образующей воронки внедрения.
Воронка внедрения к началу разубоживания представляет собой логарифмический конус, основание которого находится на уровне контакта руды с налегающими породами, а вершина - в центре выпускного отверстия:
у = к' 1п (х +1 - г), при х>г,
где г - радиус нижнего основания усеченного логарифмического конуса; к' - показатель крутизны образующей усеченного конуса.
Величину показателя крутизны откоса при выпуске из одиночного отверстия можно определить, приравняв объемы выпущенной руды до начала разубоживания и образовавшейся при этом воронки внедрения.
Объем воронки внедрения при Н=Ир
Ук = п
^к 2 И /к ~ 7 Ип/к тт 37Л
-в р - 2ке р + И_ + — к
J
2 2
Объем внедрившихся пород Уп в пределах критической высоты состоит из суммы объемов логарифмического конуса Ук и параллелепипеда
Упар •
Уп Упар-
Высота воронки внедрения равна высоте гребней, а высота параллелепипеда равна разности между критической высотой и высотой гребней, т.е.
Н = Нгр = к1п (8/ 2 +1); К = к - к1п (8/2 +1),
где Нгр - высота гребней; Нпар - высота параллелепипеда
При выпуске слоя руды, равного критической высоте, количество руды, выпущенной до начала разубоживания, составляет 52 % от критического объема, независимо от свойств руды, расстояния между выпускными отверстиями и их диаметра. Рост разубоживания происходит интенсивно, так, при выпуске 22 % критических запасов разубоживание увеличивается до 60 %. При дальнейшем выпуске интенсивность нарастания разубоживания снижается. Выпуск следующих 30 % критических запасов сопровождается равномерным увеличением разубоживания на 13 %.
Корректность определения показателей выпуска подтверждается моделированием (табл. 7).
Таблица 7
Показатели выпуска руды
Условия Извлечение Разубоживание
Опытное Расчетное Ошибка, % Опытное Расчетное Ошибка, %
8 = 6 м, d = 1,5 м Нсл=Икр=14,85м Рпр = 75,8% 0,73 0,69 5,6% 0,30 0,31 +3,3
8 =12 м, d =1,5 м Нсл = Ькр=34,65 м Рпр = 80,6% 0,71 0,71 +0,3% 0,32 0,36 +12,3%
8=6 м, d=1,5 м Нсл=32,4 м Рпр=67,2% 0,84 0,83 +0,8% 0,11 0 -22%
При равномерно-последовательном выпуске и вертикальных стенках блока гребни вышележащего этажа перемещаются до уровня критической высоты, сохраняя первоначальную форму. Если вершина воронки внедрения находится на оси выпускного отверстия, объем руды, выпущенной до начала разубоживания, равен объему эллипсоида критической высоты, а воронка внедрения представляет собой логарифмический конус (рис. 4).
Рис. 4. Схема к определению рациональных соотношений сторон отбиваемого слоя руды и полуосей тела вращения: 1 - эллипсоид;
2 -разубоживающие породы; 3 - потерянные вследствие несоответствия формы эллипсоида и отбиваемого объема руды (призма) руды; 4 - отбиваемые руды
Объем выпущенной до начала разубоживания руды увеличивается за счет рудной массы гребней вышележащего этажа с усложнением формы воронки внедрения. При увеличении выпуска руды до начала разубожива-ния воронка внедрения представляет собой логарифмический конус с различной крутизной образующих.
Извлечение руды с учетом гребней вышележащего блока при разу-боживании в последней дозе 50 % составляет 72,8 %, что на 8 % больше положения, не учитывающего гребни вышележащего горизонта. Общее разубоживание увеличивается с 6 до 18 %.
Отличие новой методики оценки технологии заключается в том, что она рассматривает процесс разубоживания при выпуске как взаимодействие фигуры выпуска и воронки внедрения налегающих пород [13-14].
Ь(с)
При разработке рудных тел мощностью 6.8 м нормальное истечение отбитой в зажиме руды обеспечивается при коэффициенте разрыхления не менее 1,20. Толщина одновременно взрываемого слоя, например, для условий Квайсинского рудника составляет 6.10 м.
Причиной эксплуатационных потерь являются гребни руды между выпускными отверстиями на последнем горизонте потери, неполная отбойка руды и переуплотнение руды в выработанном пространстве.
Полученные результаты корреспондируют с результатами исследований специалистов данного направления [15-23].
Заключение
Восполнение дефицита металлической продукции для промышленности может быть обеспечено при вовлечении в эксплуатацию массивных месторождений с интенсификацией отработки рудных тел системами с одностадийной выемкой руды при условии оптимизации параметров взрывания и толщины отбиваемого слоя.
Опыт применения системы этажного принудительного обрушения с одностадийной выемкой показали техническую возможность и экономическую целесообразность её применения при отработке крутопадающих месторождений в сложных условиях локализации.
Список литературы
1. The provision of development conversion perspectives into undeground one for Russian iron ore deposits development / V.I. Golik [and others] // The Social Sciences (Pakistan). 2016. Т. 11. № 18. С. 4348-4351.
2. Минимизация влияния горного производства на окружающую среду / В.И. Голик, Ю.В. Дмитрак, О.З. Габараев, Х.Х. Кожиев // Экология и промышленность России. 2018. Т. 22. № 6. С. 26-29.
3. Каплунов Д. Р., Рыльникова М. В., Радченко Д. Н. Научно-методические основы проектирования экологически сбалансированного цикла комплексного освоения и сохранения недр Земли // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2015. № 4 (специальный выпуск № 15). С. 5-11.
4. Дмитрак Ю.В., Логачева В.М., Подколзин А.А. Геофизическое прогнозирование нарушенности и обводненности массива горных пород // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2006. № 11. С. 35-36.
5. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future prospects // Hydrometallurgy. 2015. Т.157. Р. 306-324.
6. Голик В.И., Комащенко В.И. Отходы обогащения железистых кварцитов как сырье для доизвлечения металлов и использования в качестве закладочных смесей // Горный журнал. 2017. № 3. С. 43-47. DOI 10.17580/GZH.2017.03.08.
7. Дмитрак Ю.В., Голик В.И., Вернигор В.В. Геомеханические предпосылки сохранения устойчивости выработок при разработке водо-обильных месторождений // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2018. Вып. 1. С. 218-229.
8. Устройство для приема информации по телефонным линиям: пат. 2013879 C1 РФ. № 5062344/09; заявл. 16.09.1992.; опубл. 30.05.1994.
9. Гобозов С.Ф. Оптимизация вариантов камерно-столбовой системы разработки для выемки наклонных рудных тел (на примере Урупского месторождения): автореф. ... дис. канд. техн. наук. Владикавказ. 2006.
10. Mining impact on environment on the North Ossetian territory / O.G. Burdzieva [and others] // International Journal of GEOMATE, 2016. 10 (1). P. 1693-1697.
11. Hu Zhenqi, Wang Peijun and Li Jing. Ecological Restoration of Abandoned Mine Land in China // Journal of Resources and Ecology, 2012. 3(4). P. 289-296.
12. Отбойка руд скважинными зарядами модернизированной конструкции / В.И. Комащенко, В.Х. Дзапаров, Б.В. Дзеранов, Г.В. Стась // Вектор ГеоНаук. 2019. Т. 2. № 3. С. 40-46.
13. The concept of creating perspective technological paradigm of formation (development) of the underground space on the basis of the leading development of new approaches in construction geotechnology and geotechnics. Premises and basic provisions (part 1) / V.V.Aksenov, A.A.Khoreshok, V.U.Beglyakov, A.B.Efremenkov // ISPCIET 2019. IOP Conf. Series: Materials Science and Engineering 656 (2019) 012004. IOP Publishing.
14. Дзапаров В.Х. Угроза безопасности жизнедеятельности региона РСО- Алания // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. 2009. № 3 (27). С. 75-76.
15. Комплексный анализ применения эффективных технологий для повышения устойчивого развития природно-технической системы / Р.В. Клюев, И.И. Босиков, А. В. Майер, О.А. Гаврина // Устойчивое развитие горных территорий, 2020. №2. С. 283-290.
16. Ефимов В.И., Абрамкин Н.И., Стась П.П. Отработка крутых угольных пластов // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2019. № 4. С. 20-29.
17. Пространственно-временные задачи геоэкологии - междисциплинарный подход / В.С. Бригида, Х.Х. Кожиев, А.А. Сарян, А.К. Джиоева // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2020. № 4. С. 20-32.
18. Бурмистров К.В., Овсянников М.П. Обоснование параметров этапа открытых горных работ в переходные периоды разработки крутопадающих месторождений // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2018. № 6. С. 20-28.
19. Integrated instrumental monitoring of hazardous geological processes under the Kazbek volcanic center / V.B. Zaalishvili [and others] // International Journal of GEOMATE. 2018. Т. 15. № 47. С. 158-163.
20. Комащенко В. И. Разработка взрывной технологии, снижающей вредное воздействие на окружающую среду // Известия Тульского государственного университета. НаукиоЗемле, 2016. Вып. 1. С. 34—43.
21. Khomenko O. E., Lyashenko V. I. Geodynamic safety when increasing the depth of underground mining of ore deposits. Vestnik Magnitogorskogo Gosudarstvennogo Tekhnicheskogo Universiteta im. G.I. Nosova. 2018. V.16. No. 4. P. 4-12.
22. Повышение экономической эффективности горнодобывающих предприятий за счет вовлечения в эксплуатацию техногенных георесурсов / С.Е. Гавришев, С.Н. Корнилов, И.А. Пыталев, И.В. Гапонова // Горный журнал. 2017. № 12. С. 46-51.
23. Геомеханические и аэрогазодинамические последствия подработки территорий горных отводов шахт Восточного Донбасса / Н.М. Качу-рин, Г.В. Стась, Т.В. Корчагина, М.В. Змеев // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. Вып. 1. 2017. С. 170-182.
Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., yiri1963@mail.ru, Россия, Владикавказ, Южно-Российский государственный политехнический университет,
Разоренов Юрий Иванович, д-р техн. наук, проф., ректор, yiri1963@mail.ru, Россия, Новочеркасск, Южно-Российский государственный политехнический университет,
Дмитрак Юрий Витальевич, д-р техн. наук, проф., ректор, yiri1963@mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо -Кавказский государственный технологический университет,
Заалишвили Владислав Борисович, д-р физико-матем. наук, проф., директор, vzaal@mail.ru, Россия, Владикавказ, Геофизический институт Владикавказского научного центра РАН
TO THE CONCEPT OF SINGLE STAGE EXCA VA TION OF METAL DEPOSITS V.I. Golik, Yu. I. Razorenov, Yu. V. Dmitrak, V.B. Zaalishvili
The results of a study to improve the methods of managing the efficiency of underground mining of ore deposits by systems with one-stage ore extraction, including an analysis of experience, theoretical research and recommendations in the conditions of the deposits of the Sadonsky ore cluster, are presented.
Key words: development of deposits, ore, one-stage excavation, rock, release, losses,
dilution.
Golik Vladimir Ivanovich, doctor of technical science, prof., yiri1963@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, South Russian state Polytechnic University,
Razor enov Yuri Ivanovich, doctor of technical science, prof., rector, yiri1963@mail. ru, Russia, Novocherkassk, South Russian state Polytechnic University,
Dmitrak YuriyVitalyevich, doctor of technical science, professor, rector, yiri1963@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, North Caucasus state technological University,
Zaalishvili Vladislav Borisovich, doctor of physical and mathematical science, professor, director, vzaal@mail.ru, Russia, Vladikavkaz, Geophysical Institute of the Vladikavkaz scientific center of the Russian Academy of Sciences
Reference
I. The provision of development conversion perspectives into undeground one for Russian iron ore deposits development / V.I. Golik [and others] // The Social Sciences (Pakistan). 2016. Vol. 11. No. 18. Pp. 4348-4351.
. 2. Minimization of the impact of mining production on the environment / V. I. Golik, Yu. V. Dmitrak, O. Z. Gabaraev, Kh. Kh. Kojiev // Ecology and industry in Russia. 2018. Vol. 22. No. 6. Pp. 26-29.
3. Kaplunov D. R., Rylnikova M. V., Radchenko D. N. Scientific and methodological bases of designing an ecologically balanced cycle of integrated development and conservation of the earth's interior. Gorny informatsionno-analytical Bulletin. 2015. No. 4 (special issue No. 15). Pp. 5-11.
4. Dmitrak Yu. V., Logacheva V. M., Podkolzin A. A. Geophysical forecasting of disturbance and water content of the rock mass // Mountain information and analytical Bulletin. 2006. No. 11. Pp. 35-36.
5. Sinclair L., Thompson J. In situ leaching of copper: Challenges and future prospects // Hydrometallurgy. 2015. Vol. 157. P. 306-324.
6. Golik V. I., Komashchenko V. I. Waste of ferruginous quartzite enrichment as a raw material for metal recovery and use in the quality of filling mixtures // Gorny Zhurnal. 2017. no. 3. Pp. 43-47. DOI 10.17580/GZH. 2017. 03. 08
7. Dmitrak Yu. V., Golik V. I., Vernigor V. V. Geomechanical prerequisites for maintaining the stability of workings in the development of water-rich deposits // Proceedings of the Tula state University. earth science. 2018. Issue 1. Pp. 218-229.
8. Device for receiving information via telephone lines: Pat. 2013879 C1 of the Russian Federation. No. 5062344/09; application 16.09.1992.; publ. 30.05.1994.
9. Gobozov S. F. Optimization of options for the chamber-column system of development for the excavation of inclined ore bodies (on the example of the urupskoye field): abstract. ... dis. Cand. tech. sciences'. Vladikavkaz. 2006.
10. Mining impact on environment on the North Ossetian territory / O.G. Burdzieva [and others] // International Journal of GEOMATE, 2016. 10 (1). Pp. 1693-1697.
II. Hu Zhenqi, Wang Peijun and Li Jing. Ecological Restoration of Abandoned Mine Land in China // Journal of Resources and Ecology, 2012. 3(4). Pp. 289-296.
12. Otboyka ore borehole charges modernized con-struction / V. I. Komashchenko, V. Kh.Dzaparov, B. V. Dzeranov, G. V. Stas // Vector Geosciences. 2019. Vol. 2. No. 3. Pp. 40-46.
13. Aksenov V. V., Khoreshok A. A., Beglyakov V. U., Efremenkov A. B. The concept of creating perspective technological paradigm of formation (development) of the underground space on the basis of the leading development of new approaches in construction ge-otechnology and geotechnics. Premises and basic provisions (part 1) // ISPCIET 2019. IOP Conf. Series: Materials Science and Engineering 656 (2019) 012004. IOP Publishing.
14. Dzaparov V. Kh. Threat to the life safety of the RSO - Alania region // Bulletin of Magnitogorsk state technical University named after G. I. Nosov. 2009. No. 3 (27). Pp. 7576.
15. Complex analysis of the use of effective technologies to improve the sustainable development of the natural and technical system / R. V. Klyuev, I. I. Bosikov, A.V. Mayer, O. A. Gavrina // Sustainable development of mountain territories, 2020, no. 2, Pp. 283-290.
16. Efimov V. I., Abramkin N. I., Stas P. P. Working out of steep coal seams // Mining information and analytical Bulletin (scientific and technical journal). 2019. no. 4. P. 2029.
17. Spatio-temporal problems of Geoecology an interdisciplinary approach / V.S. Brigida, Kh. Kh. Kojiev, A. A. Saryan, A. K. Dzhioeva // Mountain information and analytical Bulletin. 2020. No. 4. Pp. 20-32.
18. Burmistrov K. V., Ovsyannikov M. P. Justification of parameters of the stage of open mining operations in transition periods of development of steep-falling deposits // Mining information and analytical Bulletin. 2018. No. 6. Pp. 20-28.
19. Integrated instrumental monitoring of hazardous geological process-es under the Kazbek volcanic center / V. B. Zaalishvili [and others] // international Journal of GEOMATE. 2018. Vol. 15. No. 47. Pp. 158-163.
20. Komashchenko V. I. Development of explosive technology that reduces the harmful impact on the environment // Proceedings of the Tula state University. Earth Sciences, 2016, Issue 1, Pp. 34-43.
21. Khomenko O. E., Lyashenko V. I. Geodynamic safety when increasing the depth of underground mining of ore deposits. Vestnik Magnitogorskogo Gosudarstvennogo Tekhnicheskogo Universiteta im. G. I. Nosova. 2018. Vol. 16. No. 4. Pp. 4-12.
22. Improving the economic efficiency of mining enterprises by involving techno-genic georesources in operation / S. E. Gavrishev, S. N. Kornilov, I. A. Pytalev, I. V. Gaponova // Mining journal. 2017. no. 12. Pp. 46-51.
23. Geomechanical and aerogasodynamic consequences of mining territories development in the Eastern Donbass mines / N. M. Kachurin, G. V. Stas, T. V. Korchagina, M. V. Zmeev // Proceedings of the Tula state University. earth science. Issue 1. 2017. Pp. 170-182.
