CC BY
52
СЕМИНАР 15
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -2001"
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2000 г.
© В.А. Шестаков, Г.Ф. Каган,
А.О. Бозиев, С.А. Мусукаев, А.В.Игнатов, 2001
х \ ч\
УДК 622.272
B.А. Шестаков, Г.Ф. Каган, А.О. Бозиев,
C.А. Мусукаев, А.В.Игнатов
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ СИСТЕМЫ
ПППЭТДЖНЫУ ШТРЕКОВ
В
связи с изменением экономических условий на многих горных предприятиях осуществлен пересчет и переоценка запасов с целью оставления для эксплуатации наиболее богатой части, что коренным образом изменило основные параметры месторождений. В частности, на Тырныауз-ском вольфрамо-молибденовом месторождении при пересчете оставшиеся для эксплуатации запасы составили всего лишь 8 % от ранее утвержденных в ГКЗ.
Значительная часть этих запасов представлена крутопадающими рудными телами малой и средней мощности. При этом содержание металлов в руде балансовых запасов увеличилось не очень значительно. Оно не обеспечивает рентабельную работу комбината при соответствующих этим запасам параметрах рудника и обычно применявшейся технологии горных работ и обычных вариантах систем подэтажных штреков и с магази-нированием руды. Поэтому поиски и создание более эффективных вариантов этих систем для современных экономических условий и изменявшихся параметров Тырныаузского месторождения, как и многих других подобных месторождений, является весьма актуальной задачей. На Тырныаузском месторождении на участке югозападного фланга Главного скарна гор. 2464 м при мощности рудного тела 6,5 м и угле падения 770 проектом предусматривается вести отработку обычным вариантом системы подэтажных штреков. На основании детальных расчетов в проекте были приняты следующие параметры этой сис-
темы разработки: высота камеры 43 м, высота этажей 63 м, высота потолочины 10 м, ширина междукамерного целика 10 м, высота днища блока 10 м, высота блока 10 м, высота блока 63 м, длина блока 60 м, длина камеры 50 м, балансовые запасы блока равны 65937 т. Расчетный объем рудной массы из блока с учетом пород и руды от проходки подготовительных и нарезных выработок равен 68861 т. Объем камеры 1397 м3, днища 3250 м, потолочины 3250 м3, междукамерного целика 4095 м3. Доля камерных запасов в общих запасах блока при базовом варианте системы подэтажных штреков составляет 57, доля целиковых запасов 43 %. Главным недостатком данного варианта разработки, так же как и всех других вариантов систем разработки подэ-тажными штреками, с магазинированием руды и др., при которых оставляются междукамерные целики, является то, что в этих целиках проходят восстающие и связанные с ними другие нарезные выработки. Вследствие этого целики ослабляются, что требует увеличения их размеров и увеличения доли целиковых запасов в блоке. Например, расчет применительно к условиям участка юго-западного фланга Главного скарна гор. 2464 м показал, что при обычном варианте системы подэтажных штреков необходимая по условиям прочности ширина целика должна быть не менее 10 м, в том время, как без проходки восстающего достаточно было бы иметь междукамерный целик шириной 7 м, т.е. на 30 % меньше. Большой удельный вес целиковых запасов при системах с магазинированием руды и подэтажных штреков является главной причиной больших потерь и ра-зубоживания. Если камерные запасы могут быть извлечены достаточно полно и с небольшим ра-зубоживанием, то целиковые запасы могут быть извлечены не более чем на 60 % с большим разубо-живанием, поскольку по проекту расстояние между выпускными выработками (воронками) принято 11,6 м. Общие потери могут составить порядка 200 при разубоживании не менее 20-25 %. Объем проходческих работ в блоке по проекту 4364 м3 (из 24570 м3 запасов блока, в том числе: подготовительные выработки 1937 м3 нарезные выработки
2427 м3. В том числе по разубоживающим породам в количестве: по роговикам 2467 т, по мраморам 2481 т. Разубоживание только породами от проходки выработок составляет 7,45 %, в том числе 3,6 % разубоживание мраморами, что может существенно повлиять на показатели извлечения при обогащении. Это тоже серьезный недостаток базового варианта.
Удельный объем подготовительно-нарезных работ при этом варианте составляет 18 %, а затраты на проведение подготовительно-нарезных выработок составляют 15 руб/т добываемой рудной массы (более 25 % общих затрат на добычу). Естественно, что при большом объеме подготовительно-нарезных работ и их трудоемкости интенсивность подготовки запасов к эксплуатации при такой системе разработки очень низка. По расчету время выполнения проходческих работ в блоке составляет 9,2 месяца, в то время как время бурения скважин, отбойки руды и очистной выемки равно 14,5-9,2 = 5,3 месяца.
Таким образом, в новых горно-геологических условиях обычные варианты системы подэтаж-ных штреков имеют серьезные недостатки: 1) большой объем трудоемких и дорогостоящих подготовительно-нарезных выработок, в том числе по породам, 2) большой удельный вес запасов в междукамерных целиках из-за проходки в них восстающих, а также в потолочине и днище, вследствие чего имеют место большие потери и разубоживание руды, особенно при увеличенной высоте этажа, недостаточно устойчивых вмещающих пород и недостаточно крутом угле падения залежей, 3) низкая интенсивность подготовки и отработки блоков, и, как следствие этого, ограниченная производственная мощность руднижашквидации этих недостатков можно придать камерам и целикам более устойчивые формы практически при любой их высоте и применив соответствующий порядок выполнения подготовительно-нарезных и очистных работ. Это обеспечит снижение разубоживания и потерь руды как при выемке камер, так и при выемке между-камерных целиков, снижение объемов подготовительно-нарезных работ, особенно за счет возможности увеличения устойчивой высоты камер и этажей, а также увеличение производственной мощности камер и рудника в целом за счет сокращения сроков подготовительно-нарез-ных и очистных работ.
Запасы всех этажей можно разбить на серии камер шестигранной формы (рисунок).
Камеры каждого нижележащего горизонта располагают по отношению к камерам вышележащего в шахматном порядке, причем камеру необходимо выполнять в виде вытянутого вверх шестигранника, у которого со всех шести сторон оставлен единый ленточный целик. После отбойки и выпуска рудной массы из камер целики имеют вид сот с вытянутыми вверх шестигранными ячейками. Такое расположение целиков обеспечивает их максимальную устойчивость при минимальном объеме. Для вскрытия и подготовки запасов на каждом горизонте по породам лежачего бока проходят полевой штрек 1, из которого под каждую камеру проходят небольшие квершлаги (заезды) 3 и орты 4 до висячего бока залежи.
После отбойки запасов камеры квершлаги 3 и 5 и орты 4 служат для выпуска руды. Для обеспечения свободного выпуска руды из камеры углы наклона боков образующейся траншеи должны быть приняты не менее угла естественного откоса отбиваемой руды с учетом возможного ее слеживания, например, не менее 450. В период подготовки-нарезки блоков из ортов 4 в середине каждой камеры по руде на всю высоту камеры проходят у висячего бока отрезные восстающие 7, которые затем разделываются в отрезные щели 8.
Рис. 1. Система подэтажных штреков с шестигранной формой камер и шахматным их расположением на смежных этажах: 1 - этажный полевой штрек, 2 - подэтажный полевой штрек, 3 - этажный квершлаг (заезд) под камеру, 4 - этажный орт, 5 - подэтажный заезд под целик, 6 - подэтажный рудный штрек, 7 - отрезной восстающий, 8 -отрезная щель, 9 - восходящие скважины, 10 - нисходящие скважины для отбойки камерных запасов, 11 - междукамер-ный целик, 12 - орты для разубоживания ТМКЦ, 13 - скважины для отбойки целиковых запасов, 14 - камера после отбойки и выпуска руды, 15 - потолочина
Для подготовки запасов камер к отбойке из промежуточного штрека или дополнительно пройденных из него заходок разбуриваются верхняя и нижняя часть камеры восстающими и нисходящими скважинами. Запасы камеры промежуточным рудным штреком 6 делятся на две равные или неравные части в зависимости от применяемого для бурения нисходящих и восходящих скважин бурового оборудования, исходя из условий его эффективного использования. На этом уровне для подготовки к эксплуатации средней части камеры проходят промежуточный полевой штрек 2, из которого проходят квершлаг и рудный штрек 6 (через все камеры и междука-мерные целики). При большой высоте этажа и камер можно проходить несколько промежуточных полевых и рудных штреков, число которых также должно определяться с учетом наиболее эффективного использования бурового оборудования и оборудования для проходки промштре-
ков, а также для интенсификации выпуска руды из камер. Если мощность рудного тела небольшая и руда довольно устойчива, то на уровне середины каждой камеры проходятся сплошные подсечки для обуривания запасов камер параллельными скважинами. При большей мощности эту подсечку можно осуществлять камерно-столбовой системой разработки. После образования по центру камеры отрезной щели путем взрывания скважин на отрезной восстающий, которые могут быть пробурены как из ортов 4, так и из промежуточного рудного штрека 6, отбойка запасов камеры осуществляется на эту щель встречным взрыванием скважин с обеих сторон щели для обеспечения лучшего дробления руды, выпуск которой осуществляется через торец орта и заезд. Для разбуривания и взрывания основных запасов камеры используются квершлаги 5 и орты 6, пройденные из полевого промежуточного штрека 2. Для создания благоприятных условий отбойки и
выпуска руды из орта 4 пробуриваются также скважины 12, оконтуривающие нижнюю часть камеры. Для подготовки к выемке междукамер-ного целика 11 из промежуточного полевого штрека 2 под этот целик проходится заезд 5 и орт 6, из которого междукамерный целик разбуривается восходящими и нисходящими скважинами. После выпуска руды из камеры обрушается меж-дукамерный целик, выпуск руды из которого осуществляется под защитой потолочины фигурной формы 13. Лучше осуществлять очистные работы и выпуск из них рудной массы одновременно в нескольких смежных камерах. После выпуска руды камерных запасов все междукамер-ные целики целесообразно обрушать одновременно для сокращения разубоживания и потерь от обрушенных пород в ранее отработанных соседних блоках. В третью очередь обрушается потолочина, руда из которой выпускается под обрушенными породами.
Таким образом, в отличие от базового варианта при новом варианте системы подэтажных штреков вместо формирования комплекса выработок днища блока проходят один орт, вместо проходки двух восстающих (один в междукамер-ном целике, другой в камере - отрезной) проходят один отрезной восстающий, а в междукамер-ном целике проходят только орт, вместо выемки блоковых запасов в две очереди (в первую очередь камер, во вторую междукамерных целиков и потолочин) при новом варианте запасы вынимаются в три очереди (камеры, междукамерные целики и потолочина), вместо выпуска всей рудной массы через выработки днища при новом варианте выпуск осуществляется через орт в нижней части камеры и орты промежуточных горизонтов. Поскольку запасы руды в потолочине невелики, а остальные запасы могут быть извлечены без существенного разубоживания, то и в целом по блоку потери и разубоживание при этом варианте системы будут в несколько раз меньше, чем при базовом варианте. Улучшаются и другие технико-экономи-ческие показатели отработки блока.
При новом варианте в блоке примерно одинакового с базовым объема и при одинаковой ширине камеры ширина междукамерного целика может быть принята равной 7 м (поскольку в нем не проходится выработка шириной 3 м, как при базовом варианте). Общий объем блока равен 26544 м3, доля камерных запасов в общих запа-
сах блока составляет 85 %. Объем всех, а доля целиков, приходящихся на одну камеру, от запасов блока.
Объем проходческих работ по блоку может быть следующим. Выработки по породе: 1) промежуточный полевой штрек шириной 4,2 м, высотой 3,2 м, сечением 12,5 м2, объем 650 м3, 2) заезды по породе того же сечения 2х4х12,5 = 100 м2. Выработки по руде: 1) промежуточный штрек сечением 12,5 м2, длина 52 м, объемом 650 м3, 2) орты 2х12,5х6,5 = 162,5 м3, 3) отрезной восстающий сечением 2,5х2, длиной 87 м, объемом 435
3
м.
Всего по руде 1247,5 м3. Общий объем подготовительно-нарезных выработок в блоке, составляет 1997 м3 или 7,5 % от объема блока, т.е. в 2,4 раза меньше, чем при базовом варианте. Объем породы от проходки выработок составляет 1,6 % от запасов блока или в 2,25 раза меньше, чем при базовом варианте. При отработке камерных запасов потери и разубоживание по сравнению с базовым вариантом при новом способе будут меньше за счет того, что ширина камеры по сравнению с базовым вариантом меньше на 5 метров, за счет клинообразной формы потолочины (поскольку обрушения пород висячего блока обычно происходит в основном в верхней части камеры), за счет уменьшения доли целиковых запасов более чем вдвое (с 43 % до 20,6 %), а также за счет того, что часть целиковых запасов извлекается под защитой потолочин.
Потери и разубоживание при отработке камерных запасов новым способом составят примерно 3-4 %. При отработке целиковых запасов (вертикальных целиков) под защитой потолочин потери составят не более 6 %, разубоживание 10 %. При отработке потолочин потери и разубожи-вание руды составят примерно по 40 %. В целом по блоку потери составят 7,6 %. Разубоживание в целом по блоку составит примерно 9,45 %. Общая добыча рудной массы составит 71904 т. Затраты на подготовительно-нарезные работы в блоке составят 1997х237,6 = 474487 руб. или 6,6 руб/т, а общие затраты на добычу только за счет уменьшения объема проходческих работ уменьшатся до 51,6 руб/т. Кроме этого благодаря сокращению объема подготовительно-нарезных работ соответственно сократятся сроки подготовки запасов к эксплуатации с 9,2 месяца при базовом варианте до 2,6 мес., а общий срок подготовки и отработки блока сократится с 14,5 мес. до 7,0
мес. или в 2,07 раза. Это значит, что при новом варианте системы можно при той же рудной площади участка юго-западного фланга Главного скарна обеспечить увеличение производственной мощности по добыче рудной массы в 2 раза. Или иметь в работе в 2 раза меньшее число блоков, или обходиться в 2 раза меньшими оборотными средствами для рентабельной работы рудника.
Если принять, что добыча руды с этого участка составляет 30 % от добычи в целом по руднику, то в случае и использования возможности увеличения производственной мощности себестоимость добычи снизится с 61 руб/т до
Сд=61
0,165) = 61,00,835 = 50,9 руб/т. Кроме этого увеличится полнота извлечения руды при добыче и снизится ее разубоживание, особенно наиболее вредное для процесса обогащения разубоживание мраморами, что позволит увеличить производственную мощность рудника не только по рудной массе, но и по конечному продукту (металлам в концентрат). За счет ликвидации разубоживания мраморами на 3,60,3= = 1,06 % извлечение при обогащении увеличится примерно на 1-1,5 % (разубо-живание 3,6 % - от проходки подготовительно-нарезных выработок по мраморам при базовом варианте.
что при ц = 0,33, составит Сд = 61(1-
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ =-
/ 7
Шестаков Виктор Александрович — профессор, доктор технических наук, Южно-Российский государственный технический университет, г. Шахты.
Каган Г.Ф., Бозиев А.О., Мусукаев С.А., Игнатов А.В. — Южно-Российский государственный технический университет, г. Шахты.
X__________________________________________________________________X
