Высокопроизводительная геотехнология комплексного освоения пологих и наклонных жильных месторождений Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© Ю.П. Галченко, Г.В. Сабянин, A.C. Шуклин, 2013

УДК 622.502

Ю.П. Галченко, Г.В. Сабянин, А.С. Шуклин

ВЫСОКОПРОИЗВОДИТЕЛЬНАЯ ГЕОТЕХНОЛОГИЯ КОМПЛЕКСНОГО ОСВОЕНИЯ ПОЛОГИХ И НАКЛОННЫХ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Описаны новые системы разработки с открытым очистным пространством со сплошной выемкой руды секциями по простиранию и отбойкой руды параллельными скважинами из горизонтальных буровых выработок с валовой отбойкой жил. Высокие показатели производительности труда обеспечены за счет отбойки руды скважинами и максимальной степенью совмещения во времени всех основных технологических процессов очистного цикла при повышении безопасности очистной выемки вследствие вывода человека из очистного пространства. Исследования проведены для условий разработки Ёысогорского золоторудного месторождения. Ключевые слова: золоторудное месторождение, жила, модуль сложности, валовая выемка, рудный вал, система разработки, потери, разубоживание.

Одним из наиболее сложных для разработки геологических объектов являются пологие и наклонные рудные жилы. Наиболее существенным негативным геофактором, влияющим на выбор и эффективность геотехнологии, является угол падения жил, особенно в диапазоне от 13° до 45°, исключающий применение гравитационной доставки рудной массы и ограничивающий возможности использования современной самоходной горной техники в очистных забоях. Кроме того, при взрывной отбойке руды в этих условиях возникает трудноразрешимая проблема, связанная с высокими потерями обогащённой рудной мелочи на лежачем боку очистного пространства.

Под влиянием этих негативных геофакторов развитие геотехнологии разработки таких месторождений шло заметно медленнее, чем на других типах месторождений, и базировалась на широком использовании ручного или маломеханизированного труда.

Всё это наложило отпечаток и на конструкции систем разработки пологих и наклонных жил.

Очистная выемка производится горизонтальными слоями по падению рудного тела чаще всего - снизу вверх; отбойка руды производится шпурами глубиной 1,5—1,8 м; операции очистной выемки выполняются непосредственно из очистного пространства. Новые возможности и перспективы открываются здесь в связи с трансформацией в область разработки пологих жил идей, составляющих основу разработки крутопадающих жил с выемкой запасов прирезками по простиранию. В результате была создана геотехнология разработки пологих и наклонных жил со сплошной выемкой руды по простиранию и формированием рудного вала, прилежащего к очистному забою, и отбойкой руды скважинами из буровых выработок, направление проведения которых определяется степенью анизотропии модуля сложности жилы на

Рис. 1. Схема отработки выемочного блока для условий рудного тела с высокой изменчивостью его формы по линии простирания

Рис. 2. Схема отработки выемочного блока для условий рудного тела с высокой изменчивостью его формы по линии падения

отбиваемом участке [1]. Буровая выработка всегда проходится в направлении наибольшего значения модуля сложности, а глубина скважин (¡б) определяется через наименьшее значение этого модуля сложности (рЖ): ¡б = 8,41цж1 [2]. Схемы подготовки блоков с использованием этого принципа показаны на рис. 1 и 2.

Данная геотехнология реализуется при отработке Ёысогорского золоторудного месторождения с рудными телами жилообразной формы, имеющими простые морфоструктурные особенности с незначительными из-

менениями углов падения по площади рудных тел. Мощность рудных тел не выдержана, изменяется от 0,4—0,6 до 1,8-3,8 м, составляя в среднем 1,0 м, и характеризуется наличием частых пережимов и раздувов. Падение рудных тел колеблется от 28° до 45° при среднем угле падения 34°. Контакты руд с вмещающими породами, как правило, постепенные, устанавливаются по результатам опробования. Руды сульфидные, представлены ок-варцованными березитами. Объёмный вес руды составляет 2,85 т/м3. Вмещающие породы - монолитные и слабо-трещиноватые гранодиориты, при обнаружении средней устойчивости; в местах наиболее интенсивной тре-щиноватости - способные к отслоению и вывалам. Объёмный вес пород составляет 2,65 т/м3. Коэффициент крепости пород и руд по М.М. Про-тодъяконову составляет 17-18. Предел прочности на сжатие 196 МПа. Категория массивов по степени тре-щиноватости 5 (практически монолитные). Месторождения разрабатывалось с применением обычной системы с открытым очистным пространством и восходящей выемкой с оставлением регулярных целиков и с распорной кустовой крепью. Длина блоков по простиранию от 40 м до 120 м, наклонная длина блоков по падению от 35 м по 190 м. Средние потери руды составляли 9,8 %, разубожи-вание - 43,3 %.

При использовании предлагаемой геотехнологии реализация принципа безлюдной выемки и комплексной механизации очистных работ становится возможной при выемке руды прирезками по простиранию, на основе отбойки скважинами малого диаметра, пробуренными из горизонтальных выработок, с элементами контурного

1

н-, к-. щ л

1 1, 1 /4 1 /, 1 ь \ ,11111 11111 1(1111 -1 ^ '1 :

м,

г-Ъ 1 >< 1 ь \ Г I 1 1 1 1111 <111 .

| \ 1, \ -III 1 1 1 1 1 1

IV ■

ленаправленное изменение энергонасыщенности каждого отбиваемого в прирезке слоя позволяет производить отброс отбитой в каждом слое руды на уменьшающееся расстояние и формировать, таким образом, из отбитой руды рудный вал переменной ширины, прилегающий в конечном состоянии к очистному забою [3].

Формирование рудного вала позволяет перейти от традиционной цикличной технологии отбойки к циклично-поточной на стадии выдачи руды из блока с минимальным время пребывания людей в очистном за-Рис. 3. Принципиальная схема формирования руа- бое при сокращении не-ного вала: I - положение забоя до начала отбойки; П-У1 - „,,„,„„„„,,,.,,

11рииоьиди 1 у/1ьмь1у оа Ара-

положение забоя после отбойки, соответственно, 1-го, 2-

ты труда на подготови-го, 3-го, 4-го и 5-го слоев 1

тельно-заключительные и

взрывания и взрыводоставки отби- вспомогательные работы. Условия и ваемой рудной массы. Основная идея последовательность формирования при этом заключается в том, что це- рудного вала показаны на рис. 3 и 4.

1 ^ 1' ■ ! !

| - 1

1,

17

б

Рис. 4. Поперечное сечение забоя при выемке жилы с формированием руаного вала на момент отбойки первого (а) и послеанего (б) слоев

а

Дальность отброса взрывом первого отбиваемого слоя определяется из условия размещения отбитой рудной массы в очистном пространстве заданного размера (рудного вала, прилегающему к забою). Согласно схеме на рис. 3.У1 это условие имеет вид:

ЬМкр = Ь1 М = (ДЬ1 + Ь) М или

ДЦ = L ( -1).

Величина ЛНС при использовании параллельных скважин в ограниченном очистном пространстве определяется по формуле [4]:

W =

P

I Яо lnc

м

M

Vo = A

V wa ,

V a /

где ц - удельная масса заряда, кг/пог. м; Wq - величина ЛНС, м.; р - угол наклона траектории отброса, град.:

&Ф =

M

1,2

ДЪ 2,75

= 0,44 , т.е. ф=24° и

где Р - масса ВВ в 1 пог. м скважины, Р=2,7 кг/м; у. - плотность отбиваемого массива, т/м3; пс - коэффициент сближения скважин составляет при их двухрядном расположении и заданной выемочной мощности пс=0,64; -удельный расход ВВ на отбойку, кг/т.

Относительное увеличение удельного расхода энергии для обеспечения отброса руды (кэ) определяется из выражения:

г

созр=0,91; А - эмпирический коэффициент, зависящий от вида пород, А=60; т - коэффициент, который зависит от типа ВВ и для гранулированных ВВ с пневмозаряжанием скважин составляет т=1,5; а=0 при отбросе руды по простиранию.

Учитывая описанную выше технологию формирования рудного вала с переменной длиной перемещения отбитой рудной массы для каждого последующего отбиваемого слоя значение ЛНС должно изменяться пропорционально уменьшению необходимой длины взрыводоставки, путём снижения кэ на величину поправочного коэффициента Дкэп, определяемого по формуле:

Дк =

L-(n-1)W/(кр -1)

ДL„

2 g cos а

где L0 - длина отброса, м; кв=0,995 -коэффициент, учитывающий сопротивление воздуха; v0 - начальная скорость отбитой руды, м/сек.; M - высота очистного пространства, м; а -угол падения жилы, град.; g - ускорение свободного падения, м/сек2.

Величину начальной скорости (v0) определяем из выражения:

(Я% Г т

(cos ф)т, м/сек.

где п - порядковый номер отбиваемого слоя.

Тогда величина ЛНС для каждого последующего отбиваемого слоя определится из выражения:

W/ = W (1 - к Дк ) .

цп э эп)

Результаты расчёта приведены в табл. 1.

Отработка всего очистного блока состоит из отработки 20 секций общей длиной 54,5 м по простиранию и наклонной высотой 38 м в верхнем подэтаже и 49,5 м в нижнем подэтаже, т.е. по 10 секций в каждом выемочном участке.

Отбитая руда формирует временный рудный вал шириной 8 м, примыкающий к очистному забою, с внешней

К =

Таблица 1

Значения ЛНС для отбиваемых слоёв в прирезке

Показатели Номер отбиваемого слоя

1 2 3 4 5

«=0°

Поправочный коэффициент Акэп 1,000 0,786 0,568 0,352 0,136

Расчётная величина ЛНС (^^), м 1,082 1,120 1,150 1,190 1,230

Рис. 5. Система разработки с креплением со сплошной выемкой по простиранию

стороны которого производится выдача руды путем скреперования. После выдачи руды из блока (уборки рудного вала) в очистном пространстве устанавливается крепь. Одновременно с выдачей руды (её скреперо-ванием) после отбойки 2-й секции производится зачистка почвы очистного пространства 1-й секции с применением каких-либо известных способов, т.е. в выемочном участке выделяются две зоны: ведения очистных работ и зачистки.

Общий порядок отработки запасов месторождения отступающий, а в блоках сверху вниз. Основная идея предлагаемой технологии добычи руды заключается в том, что за счёт разделения зон выполнения технологических процессов в пространстве создаётся возможность совместить их

выполнение во времени и тем самым минимизировать негативное влияние вспомогательных и подготовительно-заключительных операций. Одновременно в блоке могут находиться в работе 4 очистных забоя. После окончания очистных работ в блоке производится выемка целиков (рис. 5). Общая трудоёмкость работ при отработке одного блока системой с валовой отбойкой 969,4 смен. Удельный объём: ГПР - 47 м3/1000 т, НР, 110 м3/1000 т. Производительность труда составит: забойного рабочего - 13,66 м3/чел. — смену, по системе разработки - 12,6 м3/чел. — смену. Время отработки всего блока составит 48 суток (при последовательной отработке верхнего и нижнего подэтажей), что соответствует повышению производительности труда забойного рабочего по системе на 35-80 % по отношению к ближайшим аналогам и превосходит показатели рудника более чем в 2 раза. При этом значительный рост производительности блока позволяет резко увеличить концентрацию горных работ.

Система разработки с валовой выемкой характеризуется при небольших потерях руды (1,5 %о) достаточно высоким ее разубоживанием (27,3 %о), несмотря на то, что непосредственно на очистных работах разубоживание составляет 16,7 %. Это вызвано очень большим разубоживанием руды при проходке подготовительно-нарезных выработок по тонким жилам сплош-

ным забоем, в результате чего оно достигает 53,3 %. Поэтому снижения общего разубоживания по системе разработки можно добиться только его уменьшением при проходке выработок.

Для разделения руды и породы при проведении горных выработок по тонким жилам и их отработке разработана технология отбойки, позволяющая отбивать руду с мелким дроблением, а породу - с крупным. При этом отбойку ведут валовым методом с одновременной отбойкой рудного тела и вмещающих пород в пределах установленной выемочной мощности [5]. Отбойные заряды взрывчатого вещества в проходческих забоях (рис. 6) располагают в рудном теле на расстоянии друг от друга, определяемом по формуле:

Щ = 6

(р

0,27

СТ

V сж у

( Ро с2 5 ся

0

м

Щ = Щр х

1 + ц

м

где Щп - расстояние между зарядами при отбойке вмещающих пород, м; ц - коэффициент Пуассона; стр - предел прочности отбиваемого массива на растяжение, Н/м2.

0 0 с с^ 6 и,

^^ооооооои^^иоооое Оопгр^пООООООоппп

о ? р О о

\

где Щр - расстояние между шпурами при отбойке рудного тела, м; 6 -диаметр шпуров, м; Рд - давление детонации применяемого взрывчатого вещества, Н/м2; д - ускорение свободного падания, м/сек2; стсж - предел прочности отбиваемого массива на сжатие, Н/м2; р0 - плотность отбиваемого массива, кг/м3; ср - скорость продольной волны в отбиваемом массиве, м/сек.

Во вмещающих породах заряды располагают на расстоянии друг от друга, определяемом по формуле:

б

Рис. 6. Расположение зарядов в забоях горизонтальной (а) и восстающей (б) выработок: 1 - жила; 2 - порода; 3 и 4 -шпуры по руде и по породе

Разделение горной массы на руду и породу производят путём грохочения на пунктах разгрузки. Отбитую в проходческих забоях горную массу отгружают и доставляют до пункта разгрузки, где разгружают на грохот, на котором её разделяют по крупности. Мелкодроблёная руда поступает в рудный бункер (восстающий, отвал), а крупнодроблёные вмещающие породы - в породный. Использование разработанной технологии отбойки руды (с мелким дроблением) и породы (с крупным) при проходке горных выработок по тонким жилам с последующим разделением горной массы на грохотах позволяет значительно (до 80 %) сократить разубо-живание. В табл. 2 приведены по-

а

Таблица 2

Показатели извлечения балансовых запасов из недр

Показатели Разделение горной массы от проходки выработок

нет есть

Балансовые запасы, м3/т Добытая руда, м3/т Потери, % Разубоживание при ПНР, % Разубоживание, % Содержание металла в добытой руде, г/т 12876/36697 17869/50391 1,5 53,3 27,3 7,4 12876/36697 15984/44915 1,5 31,5 19,5 8,2

казатели извлечения балансовых запасов из недр выбранной системой разработки при применении данной технологии отбойки с последующим разделением горной массы на грохотах при снижении объёма разубожи-вающих пород на проходке выработок на 60 %.

Применение технологии отбойки с переизмельчением руды и последующим разделением горной массы при проходке ПНВ позволяет уменьшить на 7,8 % разубоживание при увели-

1. Викторов С.Д., Галченко Ю.П., Сабянин Г. В. Способ разработки крутопадающих рудных тел. Патент РФ № 2319011; Приоритет 02.02.2006; Опубл. 10.03.2008; Бюл. № 8.

2. Сабянин Г.В. Выбор параметров отбойки при использовании экогеотехнологии разработки крутопадающих жил // Записки Горного института. - 2009. - Т. 180. - С. 182-186.

3. Трубецкой КН., Галченко Ю.П., Сабянин Г.В., Шуклин А.С. Способ подземной разработки пологих и наклонных рудных

чении содержания золота в добытой руде с 7,4 до 8,2 г/т.

В целом, как показал сравнительный анализ, предлагаемая инновационная и достаточно наукоёмкая технология подэтажной выемки пологих и наклонных жил малой мощности обеспечивает повышение количественных и качественных показателей разработки, а также имеет реальную перспективу дальнейшего развития за счёт изменения направления очистной выемки и структуры нарезных работ.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

тел малой и средней мощности. Заявка на патент РФ № 2010128055/03. Приоритет 07.07.2010.

4. ВНТП 37-86 «Нормы технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки». М.: МЦМ СССР, 1986. 212 с.

5. Викторов С.Д., Галченко Ю.П., Сабянин Г. В. Способ подземной разработки маломощных рудных тел. Патент РФ № 2393351. Приоритет 31.03.2009. Опубл. 27.06.2010. Бюл. № 18. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Галченко Ю.П. — доктор технических наук, Сабянин Г.В. — кандидат технических наук, Шуклин А.С. — аспирант,

Институт проблем комплексного освоения недр РАН, schtrek@mail.ru