CC BY
42
-------------------------------------------- © В. А. Еременко, 2009
УДК 622.935 В.А. Еременко
ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ОСВОЕНИЯ РУДНЫХ ЗАПАСОВ В НАПРЯЖЕННЫХ ГОРНЫХ МАССИВАХ
Семинар № 2
Ж Ж а протяжении нескольких деся-
Л.Л. тилетий разрабатывается Абаканское железорудное месторождение. Месторождение расположено на северных отрогах Западного Саяна в Хакасии. Рудные тела удлинены в северовосточном направлении (рис. 1). Длина рудных тел около 1000 м, мощность от 30-50 до 140 м, падение крутое, 85-90°.
Длина третьего рудного тела 340 м, мощность колеблется от 20 до 70 м. Падение крутое, 85-90°. Основные породы с северо-западной стороны — агломера-товые туфы, с юго-восточ-ной — песчано-глинистые сланцы. Тектонические нарушения представлены трещинами и зонами дробления. Следует отметить, что месторождения разрабатываются в районах крупных тектонических блоков и региональных разломов. Отработка мощных рудных тел производится на ряде участков на больших глубинах от земной поверхности.
Абаканское месторождение вскрыто четырьмя стволами: воздухопадаю-щим, клетьевым и скипо-клетье-выми на глубину около 1000 м. Очистные работы достигли глубины 400-600 м, горнокапитальные — 1100 м; добывается более 2 млн т руды в год (рис. 2).
С понижением горных работ возникли условия образования динамических явлений в шахте в связи с ростом горного давления. Средние значения сжи-
мающих напряжений с увеличением глубины очистных работ возрастают от -50 до -74,8 МПа, что свидетельствует о потенциальной удароопасности горных работ.
Для повышения эффективности и безопасности горных работ в этих условиях разработаны рациональные параметры геотехнологии освоения рудных запасов месторождения. Предварительно определены устойчивые предельные размеры обнажённых плоскостей в рудном массиве методом допустимых эквивалентных пролётов. Исходя из основанных геологических и геомеханиче-ских условий месторождения при отработке горизонтов с - 95 до - 800 м предельно-устойчивые параметры эквивалентных пролётов определены в табл. 1.
На рис. 3 представлен вариант системы разработки с выпуском руды высотой слоя 105 м, который предусматривает отбойку руды пучками сближенных скважин диаметром 165 мм, нисходящего и восходящего направления с компенсационными вертикальными камерами; с коэффициентом компенсации над выпускными воронками в пределах 1,22-1,25, а выше — 1,15-1,17. Обрушение запасов целика производится двумя способами: на зажатую среду, или с образованием разрезной щели; на компенсационные камеры с бурением вееров скважин (табл. 2).
ШМОМОИЕ31‘031,12>
Рис. 1. Геологический план поверхности и разрез по разведочной линии 18а Абаканского месторождения (по Левертову А. В.): 1 - эффузивы кислого состава - липарит-дацитовые и липа-ритовые порфиры, 2 — базальтовые и андезито-базальтовые лабрадоровые порфириты, 3 - ордо-вик-силурийские конгломераты, гравелиты с прослоями песчаников и алевролитов, 4-7 - среднекембрийская арбатская серия: 4, 5 - курченская свита (4 - алевролиты и песчаники с прослоями конгломератов и линзами известняков, 5 - туфоконгломераты и гранитоподобные туфопесчаники), 6, 7 - чеханская свита (6 - лапиллиево-бомбовые туфы, 7 - мраморизованные туфопесчаники, песчаники, алевролиты); 8-10 — нижнекембрийская верхнемонокская свита (8 - конгломераты с прослоями туфопесчаников и линзами известняков, 9 - известняки с прослоями мергелей, алевролитов и песчаников), 10 - а) агломератовые туфы, б) порфириты андезито-базальтового состава; 1113 - нижнекембрийско-нижнемонокская свита (11 - кератофиры, кварцевые кератофиры, 12 - ли-дит-яшмы и туфы, 13 - спилиты); 14 - плагиограниты Абазинской интрузии, 15 - пироксеновые диориты и габбродиориты кенийской интрузии
Выпуск руды осуществляется ВДПУ -4ТМ с использованием полуусеченного типа воронок. Для проходки буровых выработок на горизонтах предусматриваются самоходные буровые и погру-зочно-доставоч-ные машины «Минима-тик», ПДМ типа БТ-5 или ТОЯО-350(450). Для проходки выработок основного горизонта используются отече-
ственные буровые каретки БУР-2 с погрузочными машинами ППН-3А. Для бурения взрывных скважин диаметром 165 мм применяются самоходные буровые станки типа СММ-2. Транспортирование руды из блока до дробильных комплексов ведется электровозами типа К-14М в глухих вагонах ВГ-9,5 с наличием рудоспусков над комплексами
Рис. 2. Схема отработки Абаканского месторождения
дробления в районе скипового ствола, либо в районе очистных работ на концентрационных горизонтах.
На рис. 4 (табл. 2) представлен вариант системы этажного принудительного обрушения с высотой слоя отбитой руды 105 м и ее доставкой самоходными машинами типа БТ-8 или Т0Я0-500С из блока до участковых рудоспусков, под которыми оборудуются участковые дробилки, руда из которых направляется на транспортные ленточные конвейеры до бункер-дозатора у ствола скипового подъема. Выпуск руды ведется на почву погрузочной камеры из выпускных по-луусеченных воронок.
На рис. 5 представлена схема отработки с подэтажным обрушением и с фронтально-торцевым выпуском и доставкой руды погрузочно-доставочными установками. Особенность системы разработок заключается в возможности проветривания погрузочно-доставочных
забоев с самоходными машинами сквозным проветриванием через вентиляционные выработки за счет общешахтной депрессии. При системе поэтажного обрушения оборудуется специальный наклонный съезд под углом 16-18° между отдельными подэтажами и в целом между концентрационными горизонтами. Отбойка руды ведется слоями толщиной 5-7,5 м с их разбуриванием веерами восходящих скважин глубиной до 40 м. Бурение скважин диаметром 90 мм производится станками Соло-Г606ГА и Соло-Г808Р. Транспортировка руды из фронтально-торцевого забоя ведется БТ-8 или Т0Я0-500С до участковых рудоспусков, под которыми устанавливается участковая дробилка и далее направляется до
250
Таблица 1
Предельно устойчивые параметры эквивалентных пролётов рудного массива
Глубина горизонтов
Показатели -95 + -200 + -305 + -410 + -515 + -620 + -725 +
-200 м -305 м -410 м -515 м -620 м -725 м -800 м
Средняя глубина горизонтов от дневной поверх- 795 900 1005 1110 1215 1320 1410
ности, м
Средний размер коэффициента структурной тре- 0,45 0,4 0,4 0,35 0,35 0,3 0,3
щиноватости, дол. ед.
Предельно-устойчивые эквивалентные пролёты, м:
а) горизонтальные 7,12 6,31 6,0 5,3 5,1 4,5 4,36
б) вертикальные по простиранию 21,7 19,2 18,2 16,2 15,5 13,8 13,3
в) вертикальные вкрест простирания 18,0 16,0 15,1 13,5 12,9 11,4 11,0
Таблица 2
Основные параметры геотехнологии
Основные данные по системе разработки Число вырабо- Общая дли- Сечение, м2 Объем, м3
ток, шт. на, м всего в т.ч. руда
1 2 3 4 5 6
I. Схема вскрытия и подготовки месторождения, параметры геотехнологии система (рис. 3)
1. Параметры отрабатываемого блока в системе, м
а) высота между горизонтами выпуска руды 105
б) ширина по простиранию 36
в) длина вкрест простирания 70 (по мощности р.т.)
2. Высота между дробильными комплексами, м 315
3. Количество запасов балансовых руд в блоке, т.м3/т.т. 264,6/1005,5
4. Подготовительно-нарезных выработок (ПНВ) в блоке, всего 96 1518 8,12 12320 9530
в т.ч. 4.1. Подготовительных выработок, всего 6 291 10,3 2996 1176
а) откаточный штрек 1 36 11,2 403 —
б) откаточный орт 1,5 165 11,2 1848 1176
251
в) полевой соединительный штрек 1 36 11,2 403 —
г) вентиляционный штрек 1 36 8,4 302 —
д) вентиляционные сбойки 1,5 18 2,25 40 —
в т.ч. 4.2. Нарезных выработок, всего 90 1227 7,6 9324 8354
а) камеры ВДПУ 18 117 4,4 515 515
б) бункеры под дучки 18 36 3,68 133 133
в)дучки 18 108 3,24 350 350
г) буровые выработки горизонта (рис. 811) 14 351 9,5 3335 3335
д) соединительно-ходовой штрек 1 36 9,5 342 —
е) соединительно-ходовой орт 1 15 9,5 143 —
ж) буровые выработки горизонта (рис. 8111) 16 358 9,5 3401 3401
з) соединительно-ходовой штрек 1 36 9,5 342 —
и) соединительно-ходовой орт 1 15 9,5 143 —
к) отрезные гезенки 2 155 4,0 620 620
5. Удельный расход ПНВ на 1000 т балансовых руд, м/м3 1,51/12,26
в т.ч. — подготовительных 0,29/3,0
— нарезных 1,22/9,26
6. Доля выемки руды из блока ПНВ, % 3,6
7. Средняя производительность ПНВ по блоку, м3/смену 7,45
II. Схема вскрытия и подготовки месторождения, вариант системы разработки
система рис. 4
1. Параметры отрабатываемого блока в системе, м
а) высота между горизонтами выпуска руды
б) ширина по простиранию
в) длина вкрест простирания
105
32
70
2. Высота между дробильными комплексами (дробилками), м
315
3. Количество балансовых руд в блоке, т.м3/т.т.
235,2/893,8
4. Подготовительно-нарезных выработок (ПНВ) в блоке, всего 61 1321 9,04 11940 9384
в т.ч. 4.1. Подготовительных, всего 5 218 11,74 2559 896
а) доставочно-транспортный штрек 1 32 12,8 410 —
б) погрузочно-доставочный орт 1 110 12,8 1408 896
в) соединительный штрек 1 32 12,8 410 —
г) вентиляционный штрек 1 32 9,5 304 —
252
д) вентиляционные сбойки 1 12 2,25 27 —
в т.ч. 4.2. Нарезных, всего 56 1103 8,5 9381 8488
Продолжение табл. 2
1 2 3 4 5 6
а) погрузочные камеры 10 90 12,8 1152 1152
б) засечки под дучки 10 20 8,0 160 160
в)дучки 10 90 3,2 288 288
г) буровые выработки горизонтов ІІ-ІІ 20 664 9,5 6308 6308
д) соединительные полевые штреки на буровых горизонтах 2 64 9,5 608 —
е) соединительные орты на буровых горизонтах 2 30 9,5 285 —
ж) отрезные гезенки 2 145 4,0 580 580
5. Удельный расход ПНВ на 1000 т балансовых руд, м/м3 1,48/13,36
в т.ч. — подготовительных 0,24/2,87
— нарезных 1,24/10,49
6. Доля выемки руды из блока ПНВ, % 4,0
7. Средняя производительность ПНВ по блоку, м3/смену 8,26
III. Схема вскрытия и подготовки месторождения, вариант системы разработки система рис. 5
1. Параметры отрабатываемого блока в системе, м
а) высота между горизонтами выпуска руды 35
б) ширина по простиранию 32
в) длина вкрест простирания 70
2. Высота между дробильными комплексами (дробилками), м 315
3. Количество балансовых руд в блоке, т.м3/т.т. 78,4/298
4. Подготовительно-нарезных выработок (ПНВ) в блоке, всего 14,5 413 10,27 4241 2643
в т.ч. 4.1. Подготовительных, всего 1,5 48 11,7 562 —
а) доставочно-транспортный штрек 1 32 12,8 410 —
б) сборный вентиляционный штрек 0,5 16 9,5 152 —
в т.ч. 4.2. Нарезных, всего 13 365 10,1 3679 2643
а) погрузочно-доставочные орты 2 190 12,8 2432 1690
б) соединительно-разрезной штрек 1 32 10,2 326 326
в) вентиляционный орт 1 95 8,4 798 555
г) вертикальная вентиляционная сбойка 1 16 3,2 51 —
д) горизонтальные вентиляционные сбойки 8 32 2,25 72 72
5. Удельный расход ПНВ на 1000 т балансовых руд, м/м3 1,39/14,23
в т.ч. — подготовительных 0,16/1,89
— нарезных 1,23/12,34
6. Доля выемки руды из блока ПНВ, % 3,37
7. Средняя производительность ПНВ по блоку, м3/смену 8,6
IV. Схема вскрытия и подготовки месторождения, конструкция системы разработки система рис. 6
1. Параметры отрабатываемого блока в системе, м
а) высота между горизонтами выпуска руды 35
б) ширина по простиранию 30
в) длина вкрест простирания 70
2. Высота между дробильными комплексами (дробилками), м 315
3. Количество балансовых руд в блоке, т.м3/т.т. 73,5/279,3
4. Подготовительно-нарезных выработок (ПНВ) в блоке, всего 22 544 9,89 5377 3883
в т.ч. 4.1. Подготовительных, всего 3 70 12,33 863 —
а) доставочно-транспортный штрек 1 30 12,8 384 —
б) соединительно-вентиляционный штрек 1 30 12,8 384 —
в) закладочный штрек 1 10 9,5 95 —
в т.ч. 4.2. Нарезных, всего 19 474 9,53 4514 3883
а) погрузочно-доставочные орты 1 100 12,8 1280 896
б) соединительно-разрезной штрек 2 140 9,5 1330 1330
в) вентиляционный орт 10 90 12,8 1152 1152
г) вертикальная вентиляционная сбойка 2 32 9,5 304 57
д) горизонтальные вентиляционные сбойки 4 112 4 448 448
5. Удельный расход ПНВ на 1000 т балансовых руд, м/м3 1,95/19,3
в т.ч. — подготовительных 0,25/3,09
— нарезных 1,70/16,21
6. Доля выемки руды из блока ПНВ, % 5,29
253254
Таблица 3
Качественные и количественные показатели
Показатели Рис. 3 Рис. 4 Рис. 5 Рис. 6
1. Запасы руды в блоке, всего, тыс. т 1005,5 893,8 298,0 279,3
в т.ч. а) ПНВ и выпускные воронки 58,1 42,9 10,1 14,8
б) разрезные и компенсационные щели (камеры) 63,1 86,4 13,7 28,0
в) массовое обрушение панелей (целиков, слоев) 884,3 764,5 274,2 236,5
2. Высота выпускаемого слоя руды после массового обрушения, м 105 105 35 35
3. Количество балансовой руды в контурах блока, всего, тыс. т 878,8 781,2 260,4 244,1
4. Величина потерь балансовых руд при отработке блока, всего, % 13,3 13,0 9,4 4,8
в т.ч. а) проведение ПНВ и образование выпускных воронок 1 1 1 1
б) отбойка и выпуск руды из разрезных и компенсационных щелей 2 2 7,5 5,0
в) отбойка и выпуск руды из массового обрушения панелей 14,9 14,9 9,8 5,0
5. Величина разубоживания руды по блоку, всего, % (без внутри-контурных пород) 12,35 12,07 10,5 6,22
в т.ч. а) ПНВ и выпускные воронки 1,5 1,5 1,5 1,5
б) разрезные и компенсационные щели (камеры) 2,0 2,0 10,8 4,6
в) массовое обрушение панелей (целиков, слоев) 13,8 13,8 10,8 6,7
6. Разубоживание балансовой руды за счет включения внутрикон-турных пород, % 12,62 12,62 12,62 12,62
7. Полное разубоживание балансовой руды при отработке блока, % в т.ч. изменение от минимума (-10%) до максимума (+15%) 24,97 24,69 23,12 18,84
8. Содержание железа в добытой руде из блока, % 22,47-28,72 22,22-28,4 20,8-26,6 16,96-21,67
9. Количество добываемой руды из блока, тыс. т 32,98 33,07 33,58 34,97
а) сырой руды 1015,5 902,4 306,9 286,3
б) товарной руды с содержанием железа 45% (в хвостах обогащения — 12%) 645,6 576,1 200,7 199,3
Рис. 3. Вариант системы этажного принудительного обрушения с высотой этажа 105
м: 5-105 — размеры, м; 1 — зажатая среда, 2 — пучки сближенных скважин; 3 — орт
бункера-дозатора скипового ствола ленточными конвейерами, или под рудоспуском устанавливается вибрационная установка ВДПУ-4ТМ, с помощью которой руду грузят в вагоны ВГ-9,5. От рудоспуска руда транспортируется электровозами до комплекса подземного дробления у ствола скипового подъема.
На рис. 6 представлена камерно-целиковая система разработки с
Рис. 4. Вариант системы этажного принудительного обрушения с высотой этажа 105 м и выпуском, доставкой руды ПДМ до рудоспусков с участковыми дробилками
твердеющей закладкой. Данная технология обуславливает возможность отработки запасов месторождения с сохранением дневной поверхности, а также использовать действующие основные промышленные объекты на промпло-щадке.
Камерно-целиковая система разработки запасов месторождения по схеме на рис. 4 осуществляется с соответствующей очерёдностью отработки камер высотой по 35 м, из которых выпуск и доставку руды производят ПДМ до централизованных рудоспусков, расположенных между концентрационными горизонтами (высотой 315 м). Для соединения горизонтов выпуска и доставки руды проходится наклонный спираль-
Ач
Рис. 5. Вариант системы подэтажного обрушения с фронтально-торцевым выпуском самоходными ПДМ. V р. т. — рудное тело
ный съезд под углом 16-18°. Отбойка руды в камерах производится щими веерными скважинами диаметром 90 мм, которые бурятся станками Соло-Г808РА.
Закладочный материал поступает в камеры с дневной поверхности по таллическим трубам, диаметр которых определяется объемом работ и стью поступления закладочного риала. В составе закладочного ла используется дешевое сырье, дящееся в районе действующего ка на небольшом расстоянии. Руда из при-
емного рудоспуска поступает в участковую дробилку и лее на ленточный конвейер до бункера-дозатора скипового ствола.
Бурение скважин диаметром 165 мм осуществляется СММ-2, а скважин диаметром 65 мм — перфораторами ПТ-48. Для отбойки руды по схемам, представленным на рис. 5 и 6, бурение скважин производится станками типа Соло-Г606ГА или Соло-808ГА. Средняя производительность по бурению
жин диаметром 165 мм станками СММ-2 составляет 28 м/смену, при диаметре
жин 65 мм - перфоратором ПТ-48 - 28 м/смену, а стан-ми Соло-Г606ГА — 56
м/смену (при диаметре
жин 90 мм). Приняты
дующие исходные данные по Абаканскому месторождению (гор. -95 м до -800 м) для ределения потерь и вания: содержание железа в балансовой руде — 41,1%; держание железа во щих породах — 8,6%; процент примешивания вмещающих пород внутри контура блока — 12,6%.
С учетом потерь и разубоживания руды, а также включения вмещающих пород установлено, что при проходке ПНВ и выпускных воронок потери составят 1%, а разубоживание - 1,5%; потери при отбойке и выпуске руды из разрезных и компенсационных щелей при обрушении налегающих пород — 2%, разубоживание — 2%; потери при системе подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды —
1-1 М1:1000
Рис. 6. Вариант камерно-целиковой системы разработки с твердеющей закладкой с самоходными ПДМ
7,5%, разубоживание — 10,8%; потери при системе с твердеющей закладкой — 5%, разубоживание — 4,6% (в основном за счет твердеющей закладки); потери и разубоживание по отбойке и выпуску руды с массовым обрушением панелей
(целиков) зависят от высоты выпускаемого слоя с учетом вариантов системы разработки.
Снижению потерь и разубожива-нию способствует выпуск большой высоты отбиваемого слоя руды при системе
этажного принудительного обрушения. При высоте выпускаемого слоя руды 105 м в сравнении с высотой 60-70 м потери руды снижаются 0,6-0,7%, на 10 м высоты слоя - разубоживание 0,2-0,25%, а при высоте 105^315 м потери руды уменьшаются в пределах 0,05-0,07%, а разубоживание — 0,06-0,08% на 10 м высоты слоя.
Улучшение качественных и количественных показателей выпуска руды в вариантах систем разработки достигается за счет соблюдения планограмм выпуска. Основные параметры планограмм выпуска руды следующие: минимальная толщина выпускаемого слоя руды по простиранию отработки принимается 30-35% высоты отбиваемого слоя, контакт отбитой руды с налегающими породами вкрест простирания по одному ряду выпускных отверстий сохраняется равномерным, а по простиранию между рядами выпускных отверстий ступенча-
тый с высотой ступени, равной размеру между рядами выпускных отверстий. Дозы руды по выпускным отверстиям равномерная, а в начальной стадии частичного выпуска руды после отбойки в зажатой среде дозы определяются с учетом плотности отбитой руды на зажатую среду, при этом зажатая среда представлена рудной массой толщиной не менее размера между выпускными отверстиями. Качественные и количественные показатели выпуска руды по схемам представлены в табл. 3.
Таким образом, на Абаканском месторождении отработка рудных тел предусматривается с применением самоходной техники при системах с массовым обрушением и камерно-целиковой с твердеющей закладкой. Доказано, что при отработке месторождения эффективной является система разработки этажного принудительного обрушения с увеличенной высотой этажей. ЕШ
— Коротко об авторе ----------------------------------------------------------------
Еременко В.А. - кандидат технических наук, старший научный сотрудник ИГД СО РАН;
Доклад рекомендован к опубликованию семинаром № 2 симпозиума «Неделя горняка-2008». Рецензент д-р техн. наук, проф. В.Л. Шкуратник.
Файл:
Каталог:
Шаблон:
1т
Заголовок:
Содержание:
Автор:
Ключевые слова: Заметки:
Дата создания: Число сохранений: Дата сохранения: Сохранил:
1_ЕременкоВА2
Н:\Новое по работе в универе\ГИАБ-2009\ГИАБ-5\8 С:\и8ег8\Таня\АррВа1а\Коатіп§\Місго80й\Шаблоньі\Когта1.до
Пользователь
15.03.2009 20:11:00 3
15.03.2009 20:11:00 123
Полное время правки: 4 мин.
Дата печати: 24.03.2009 0:10:00
При последней печати страниц: 12
слов: 2 783 (прибл.)
знаков: 15 868 (прибл.)
