CC BY
13
© И.В. Соколов, Ю.Г. Антипин, К.В. Барановский, 2014
УЛК 622.272.121.2
И.В. Соколов, Ю.Г. Антипин, К.В. Барановский
СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ОПЫТНО-ПРОМЫШЛЕННОЙ ОТРАБОТКИ ПЕРЕХОДНОЙ ЗОНЫ КЫШТЫМСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ КВАРЦА*
При опытно-промышленном испытании камерно-непиковой системы разработки переходной зоны с взрыводоставкой руды, установлены горнотехнические факторы, снижающие безопасность и эффективность подземных горных работ. Разработаны технические и технологические решения, нейтрализующие влияние негативных факторов. Обоснован наиболее безопасный и экономически нелесообразный вариант камерно-неликовой системы разработки камер К-7 и К-0 с двухстороннним выпуском руды и применением самоходного оборудования.
Ключевые слова: комбинированная разработка, переходная зона, камерно-нели-ковая система с взрыводоставкой руды, отбойка и выпуск руды, безопасность и эффективность отработки камер.
При освоении Кыштымского месторождения реализована последовательная схема комбинированного способа разработки - после полного завершения открытых горных работ (глубина карьера 94 м) перешли на подземный способ разработки. В настоящее время ведется опытно-промышленная отработка переходной зоны (подэтаж 366/346 м). Запасы вскрыты штольней и фланговыми восстающими. Для изоляции подземных горных выработок от карьерного пространства ниже дна карьера сформирован барьерный целик (БЦ) [1]. Месторождение представлено наклонной жилой (угол падения от 20 до 45 град.) средней мощности 5-15 м. Руда и вмещающие породы крепкие и устойчивые [2].
ИГД УрО РАН обоснована техническая возможность и экономическая целесообразность освоения переходной зоны камерно-целиковой систе-
мой разработки с взрыводоставкой руды и применением на выпуске и транспортировании погрузо-доста-вочной машины (ПДМ) и выполнен соответствующий специальный проект опытно-промышленной отработки [3]. Запасы подэтажа по простиранию рудного тела разделены на 10 камер и 9 ленточных междукамерных целиков (МКЦ) шириной 10 м и 3 м, соответственно, которые располагаются по падению рудного тела. Порядок отработки камер в подэтаже принят сплошной от северного фланга к южному, кроме камер К-7 и К-0, которые из-за пройденных в них выработок предполагалось отрабатывать в последнюю очередь. Применение данной технологии позволило сформировать БЦ и обеспечить его устойчивость, предотвратить гидро-и аэродинамические связи карьера с подземными выработками [4], а также осуществить быстрый ввод рудника в
* Работа выполнена при поддержке программы ОНЗ РАН № 3 «Фундаментальные проблемы и перспективы использования потенциала комплексного освоения недр на основе развития ресурсосберегающих и ресурсовоспроизводящих геотехнологий» (12-Т-5-1021).
Рис. 1. Камерно-целиковая система разработки с взрыводоставкой руды: 1 - отрезная заходка; 2 - доставочный штрек; 3 - отрезной восстающий; 4 - погрузочный заезд; 5 - буровой орт; 6 - буровая заходка; 7 - вентиляционный штрек; 8 - штольня № 1
эксплуатацию и переход на подземные горные работы с минимальными капитальными и эксплуатационными затратами (рис. 1).
В настоящее время согласно спецпроекту отработано и погашено 6 камер из 10-ти. Анализ показал, что отработка оставшихся камер (К-7, К-8, К-9, и К-0) будет производиться в более сложных горнотехнических условиях, обусловленных близостью карьера над камерами К-7 и К-0, техногенной нарушенностью БЦ и трудностями с проветриванием и выпуском руды. Кроме того, отработка К-7 и К-0 будет производиться в неблагоприятных геомеханических условиях, между отработанными участками. В результате следует ожидать повышения горного давления, снижения безопасности горных работ и ухудшения показателей извлечения руды из-за вероятного увеличения толщины МКЦ.
В связи с новыми обстоятельствами выполнена корректировка специального проекта, в которой разработаны технические и технологические решения, нейтрализующие влияние негативных факторов [5]. Так, принят сплошной порядок отработки камер в подэтаже включая и камеры К-7 и К-0. Данный порядок обеспечивает наибольшую безопасность ведения горных работ и наиболее высокий уровень полноты и качества извлечения руды из камер.
Схемы подготовки камер К-7 и К-0 имеют следующие недостатки:
• камеры расположены непосредственно над доставочными ортами гор. 346м и после разделки отрезных щелей использование их в качестве доставочных и вентиляционных выработок, а также запасных выходов технически невозможно;
• на гор. 359 м не обеспечивается сквозное проветривание выработок за счет общешахтной депрессии и второй отдельный выход с горизонта.
Для обеспечения требований ЕПБ [6], на южном и северном флангах дополнительно к существующим предусмотрена проходка обходных заездов, а на южном фланге - вентиля-ционно-ходового восстающего (ВХВ) 346/359 м.
Очистная выемка в камерах К-7 и К-0 включает скважинную отбойку камерных запасов с взрыводоставкой руды, выпуск основных камерных запасов с помощью ПДМ и последующую зачистку почвы камеры скреперной лебедкой. Очистные работы не предусматривают присутствия людей в открытом выработанном пространстве камеры на любой стадии ее выемки. На первом этапе формируется отрезная щель в нижней части камеры путем секционной отбойки вертикальных рядов параллельных скважин. Основные камерные запасы отбиваются послойно путем взрывания зарядов ВВ одного ряда веерных скважин диаметром 65 мм на открытое пространство. Бурение вееров скважин производится по сетке 2,0x2,4 (Мха) из буровых ортов гор. 359 м, располагаемых по границам камеры. Расположение буровых ортов по границам камеры обеспечивает качественное оконтуривание МКЦ. Доставка большей части отбитой руды от забоя к выпускным выработкам осуществляется силой взрыва.
Верхняя часть камеры К-7 сопряжена с границей БЦ. С целью его предохранения от перебуров веера скважин бурятся параллельно БЦ на расстоянии 1,0 м от его границы (рис. 2). Заряды в верее взрываются 4-мя группами с замедлением не более 59 кг в группе, что обеспечивает сейсмоустойчивость БЦ при его оконтуривании. Расчеты зоны дробления и допустимого количества взрываемого ВВ выполнены по известным методикам [7].
При выемке камеры К-7, принятые параметры БВР, угол наклона почвы
Рис. 2. Отработка камеры К-7: 1 - погрузочный заезд; 2 - доставочный штрек; 3 - доста-вочный орт; 4 - вентиляционный штрек; 5 - ниша под ЛС -17; 6 - буровой орт
камеры (32°), мощность рудного тела (10 м) и длина доставки отбитой руды до выпускной выработки (20 м) обеспечивают эффективную взрыводо-ставку большей части руды (до 90%) и минимальные потери руды на лежачем боку рудного тела (6,6%).
Основные запасы камеры К-0 отбиваются веерами скважин, располагаемых под углом 3° в сторону отрезной щели, что позволяет более четко оконтурить рудное тело и уменьшить потери и разубоживание руды породой почвы и кровли камеры.
При очистной выемке камеры К-0, недостаточно крутой угол паде-
ния (27°), сравнительно небольшая мощность рудного тела (6 м) и увеличенная длина доставки (до 30 м) значительно снижают эффективность доставки руды силой взрыва при существующей схеме подготовки днища. Для уменьшения длины доставки и снижения потерь отбитой руды в лежачем боку камеры К-0 формируется выпускная траншея с углом откоса 60° путем послойного взрывания зарядов нисходящих вееров скважин, пробуренных из буровых ортов гор. 359 м (рис. 3).
Расстояние от веера, формирующего откос траншеи, до штольни № 1
Рис. 3. Отработка камеры К -0: 1 - погрузочный заезд; 2 - северный заезд в доставочный штрек; 3 - доставочный орт; 4 - штольня № 1; 5 - вентиляционный штрек; 6 - буровой орт
является минимальным по сейсмобе-зопасности и составляет 8 м. Поэтому взрывание зарядов ВВ в веере производится с замедлением по скважинам, что обеспечивает сейсмобезопасную устойчивость штольни № 1 [8]. При одновременном взрывании двух сква-жинных зарядов в ступени замедления масса заряда составляет 28 кг.
С целью обеспечения оптимального соотношения потерь (П) и разубо-живания (Р) при извлечении жильного кварца (коэффициент ц = 0,4) производится перебур взрывных скважин. Опыт ведения БВР на руднике показал, что при бурении скважин с перебуром в породы висячего бока 0,5 м слой руды отбивается четко по контакту рудного тела. При этом породная кровля камеры отслаивается на толщину около 0,25 м и в дальнейшем сохраняет устойчивость весь период выемки камерных запасов. Таким образом, принят перебур в породы висячего бока на величину 0,5 м, в породы лежачего бока - 0,8 м.
Заряжение и взрывание в камерах осуществляется с гор. 359 м. Взрывные скважины заряжаются сплошными зарядами гранулированного ВВ типа АС-8.
С целью снижения потерь отбитой руды на почве камер К-7 и К-0 предусмотрено применение двустороннего выпуска руды с расположением выпускных выработок в рудном теле и в лежачем боку. Погрузочные заезды в камеры располагаются в рудном теле и проходятся из доставочного штрека гор. 346 м. Южный и северный доста-вочные орты, расположенные в лежачем боку используются в качестве выпускных выработок. Выпуск отбитой руды производится после отбойки каждого слоя с помощью ПДМ типа ЛИавСорсо БТ 3.5 в вышеназванных выпускных выработках.
Особенностью схемы выпуска отбитой руды в верхней части камеры К-0 является выпуск через траншейное днище на почву северного до-ставочного орта гор. 346 м. Траншея
Основные технологические показатели отработки камер К-7 и К-0
Показатель Единица измерения Камеры
К-7 К-0
Балансовые запасы камеры т 6080 5400
Потери руды % 6,56 6,5
Разубоживание руды % 3,63 7,7
Эксплуатационные запасы камеры т 5895 5470
Объем ПНР м3 279,7 924,1
Удельный объем ПНР м3/1000т 47,5 168,9
Параметры БВР:
л.н.с. и расстояние между скважинами мхм 2,4x2,0 2,4x2,0
выход руды с 1 м скважины т 7,8 7,5
удельный расход ВВ на отбойку руды кг/м3 0,94 0,98
Объем добычи руды из камеры, в т.ч.: т 5895 5470
очистная выемка т 4965 4880
нарезные работы т 930 590
Срок отработки камер мес. 6,6 9,8
оформляется в лежачем боку над северным доставочным ортом по мере отбойки слоев руды и последующего выпуска горной массы. По мере формирования выпускной траншеи на ее почве образуется треугольный гребень из взорванной и невыпущенной породы с углом откоса 45°, что обеспечивает минимальный уровень П и Р. Применение траншейного днища в 2 раза сокращает длину взрыводо-ставки руды из верхней части камеры, и соответственно снижает объем отбитой руды, теряемой на почве камеры. После отбойки и выпуска основных запасов камеры К-7 производится зачистка почвы камеры от остатка отбитой руды (около 10% или 550 т) с помощью скреперной лебедки ЛС-17.
Руда ПДМ транспортируется до разгрузочного пункта на промпло-щадке подземного рудника. Различ-
ные горнотехнические условия отработки камер К-7 и К-0 обусловливают разные схемы выпуска и транспортирования отбитой руды. Среднее расстояние транспортирования руды составляет 582 м для К-7 и 669 м -К-0.
Основные проектные показатели отработки камер К-7 и К-0 приведены в таблице. Видно, что разработанные технические и технологические решения по совершенствованию существующего варианта камерно-целиковой системы разработки переходной зоны с взрыводоставкой удовлетворяют требования безопасности при ведении горных работ вблизи карьера. Их внедрение существенно повысит полноту и качество извлечения руды, и общую эффективность выемки запасов камер К-7 и К-0 в сложных горнотехнических условиях.
1. Соколов И.В., Смирнов A.A., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В. Направления развития и опыт применения подземной геотехнологии с использованием самоходной техники на уральских рудниках // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2013. - № 7. - С. 6674.
2. Корнилков С.В., Сашурин А.Д., Соколов И.В. Технологическая подготовка возобновления добычи и переработки кварцевого сырья в Уральском регионе // Горный журнал. - 2011. - № 6. - С. 8-20.
3. Специальный проект опытно-промышленной отработки запасов жилы № 175 в подэтаже 346-366 м. - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2001. - 97 с.
4. Инструкция по безопасному ведению горных работ при комбинированной (совмещенной) разработке рудных и нерудных месторождений полезных ископаемых (РД 06-
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
174-97) / Госгортехнадзор России. - Срок введения в действие 01.07.98.
5. Корректировка «Специального проекта опытно-промышленной отработки запасов жилы № 175 в подэтаже 346-366 м». - Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2013. - 116 с.
6. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ-03-553-03). Утв. Госгортехнадзором России 13.05.03. - М.: НПО ОБТ, 2003. - 135 с.
7. Боганкий В.Ф., Пергамент В.Х. Сейсмическая безопасность при взрывных работах. Безопасность буровзрывных работ. - М: Недра, 1978. - 128 с.
8. Методика обеспечения сейсмобе-зопасности технологического ведения взрывных работ / Утв. ИГД МЧМ СССР от 06.09.1982 г. - Свердловск: МЧМ ИГД СССР, 1984. - 25 с. ЕШ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ_
Соколов Игорь Владимирович - доктор технических наук, зав. лабораторией, Антипин Юрий Георгиевич - кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Барановский Кирилл Васильевич - научный сотрудник,
Институт горного дела Уральского отделения РАН, e-mail: [email protected].
UDC 622.272.121.2
EXPERIMENTAL AND COMMERCIAL MINING
THE TRANSITION ZONE RESERVES DURING COMBINED DEVELOPMENT OF THE KISHTIM GRANULATED QUARTZ DEPOSIT
Sockolov ¡.V., Doctor of Technical Sciences, Head of Laboratory, Antipin Yu.G., Candidate of Engineering Sciences, Senior Researcher, Baranovsky K.V., Researcher,
Institute of Mining of Ural Branch of Russian Academy of Sciences, e-mail: [email protected].
The most technically accepted and economically expedient chamber-pillar system of development the transition zone subsurface reserves is grounded. During experimental and commercial test of development near-pit reserves mining and technical conditions are brought out that decrease safety and efficiency of chambers mining. Design and engineering decisions on safe and efficient K-7 and K-0 chambers development are worked out in connection with changed mining-specific conditions.
Key words: combined mining, transition zone, chamber-pillar system with ore blasting and delivery, design decisions, safety and efficiency of chambers mining.
REFERENCES
1. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Antipin Ju.G., Nikitin I.V., Baranovskij K.V. Gornyj informacionno-analit-icheskij bjulleten, 2013, no 7, pp. 66-74.
2. Kornilkov S.V., Sashurin A.D., Sokolov I.V. Gornyj zhurnal, 2011, no 6, pp. 8-20.
3. Specialnyj proekt opytno-promyshlennoj otrabotki zapasov zhily No 175 v podjetazhe 346-366 m (Special project of pilot sublevel extraction in Lode № 175 in substage 346-366 m), Ekaterinburg, IGD UrO RAN, 2001, 97 pp.
4. Instrukcija po bezopasnomu vedeniju gornyh rabot pri kombinirovannoj (sovmeshhennoj) razrabotke rudnyh i nerudnyh mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh (RD 06-174-97). Gosgortehnadzor Rossii. Srok vvedenija v dejstvie 01.07.98. (Rules for safety combined (concurrent) metallic and nonmetallic mineral mining. (RD 06-174-97). RF State Committee for Mining and Industrial Supervision. Implementation deadline
5. Korrektirovka «Specialnogo proekta opytno-promyshlennoj otrabotki zapasov zhily № 175 v podjetazhe 346-366 m» (Update of the Special project of pilot sublevel extraction in Lode № 175 in substage 346-366 m»), Ekaterinburg, IGD UrO RAN, 2013, 116 p.
6. Edinye pravila bezopasnosti pri razrabotke rudnyh, nerudnyh i rossypnyh mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh podzemnym sposobom (PB-03-553-03). Utv. Gosgortehnadzorom Rossii 13.05.03 (Uniform safety rules for underground metallic, nonmetallic and placers mining (PB-03-553-03). Approved by the RF State Committee for Mining and Industrial Supervision 13.05.03), Moscow, NPO OBT, 2003, 135 p.
7. Bogackij V.F., Pergament V.H. Sejsmicheskaja bezopasnost' pri vzryvnyh rabotah. Bezopasnost' bu-rovzryvnyh rabot (Seismic safety in blasting. Drilling-and-blasting safety), Moscow, Nedra, 1978, 128 p.
8. Metodika obespechenija sejsmobezopasnosti tehnologicheskogo vedenija vzryvnyh rabot. Utv. IGD MChM SSSR ot 06.09.1982 g. (Procedure for seismic safety in blasting. Approved by the Institute of Mining, USSR Ministry of Iron Industry, as of 06.09.1982), Sverdlovsk: MChM IGD SSSR, 1984, 25 p.
01.07.98).
