На правах рукописи

Неверов Сергей Алексеевич

ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ ПОДЭТАЖНОГО ОБРУШЕНИЯ

С ПЛОЩАДНО-ТОРЦОВЫМ ВЫПУСКОМ РУДЫ В УСЛОВИЯХ

МОЩНЫХ КРУТОПАДАЮЩИХ ЗАЛЕЖЕЙ

Специальность 25.00.22

“Геотехнология (подземная, открытая и строительная)”

АВТОРЕФЕРАТ

диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Новосибирск – 2006 2

Работа выполнена в Институте горного дела Сибирского отделения Российской академии наук

Научный руководитель – доктор технических наук Фрейдин Анатолий Маркович

Официальные оппоненты: доктор технических наук, профессор Рыжков Юрий Александрович доктор технических наук, профессор Шеховцов Виктор Семёнович

Ведущая организация – Государственный университет цветных металлов и золота

Защита состоится 3 ноября 2006 г. в 1300 часов на заседании диссертационного совета Д 003.019.01 в Институте горного дела Сибирского отделения Российской академии наук (630091, г. Новосибирск – 91, Красный проспект, 54).

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ИГД СО РАН.

Автореферат разослан 2 октября 2006 года.

Учёный секретарь диссертационного совета доктор технических наук, профессор Федулов А.И.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Современные способы подземной добычи полезных ископаемых основаны на применении комплексов самоходных машин основного и вспомогательного назначения, достоинства которых доказаны практикой работы многих горных предприятий за последние 30 40 лет.

Тем не менее, на многих рудниках страны, в том числе Горной Шории и Хакасии, до сих пор применяются конструктивно сложные системы разработки этажного обрушения с вибровыпуском руды, использующие переносное горное оборудование.

Для данной технологии характерны существенные недостатки: низкая производительность в 4 5 раз уступающая технологиям использующим самоходное оборудование и большой объём ручного труда (до 70 80%); значительные потери и разубоживание руды; изрезанность горного массива буровыми, доставочными и вентиляционными выработками; повышенные требования к нормативам подготовленных и готовых к выемке запасов. Валовая выемка практически не позволяет управлять качеством товарной руды, следствием чего является высокий уровень разубоживания (свыше 30%). Массовые взрывы и конструкция системы разработки обусловливают проявление горных ударов в динамической форме с энергией до 109Дж.

В отечественной и зарубежной практике, при разработке мощных крутопадающих залежей, широкое распространение получила технология подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды. Простота конструкции, высокая интенсивность отработки, возможность выемки залежей любой сложности – основные достоинства этой технологии. Вместе с тем для неё характерны ряд существенных недостатков:

повышенный уровень потерь и разубоживания руды; очистные работы ведутся в тупиковых забоях, что ухудшает условия труда и требует дополнительных затрат на их проветривание.

В связи с этим особую значимость приобретает поиск новых технологических решений способных обеспечить высокие показатели полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр и безопасность работ. Одним из путей является разработка и обоснование нового варианта технологии подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды. Реализация этой системы разработки требует проведения комплекса исследований по технологическому, геомеханическому и технико-экономическому обоснованию параметров выемки. Последнее обстоятельство свидетельствует об актуальности предлагаемой диссертационной работы и её значимости для науки и практики горнорудной промышленности *.

Исследования выполнены на примере железорудных месторождений Горной Шории, в частности Шерегешского рудника – одного из крупнейших подземных предприятий отрасли.

* Работа поддержана “Фондом содействия отечественной науке”.

Целью работы является обоснование новой, высокоинтенсивной технологии подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды в условиях выемки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных месторождений.

Идея работы заключается в использовании закономерностей площадноторцового выпуска руды под обрушенными породами для обоснования параметров технологии.

Задачи исследований:

• изучение закономерностей выпуска руды при площадно-торцовой схеме извлечения минерального сырья и разработка алгоритма (расчётного метода) определения уровня показателей качества и полноты извлечения запасов из недр;

• определение объёмов прослоев и включений пустых пород, оставляемых в недрах, при выемке рудных залежей из подэтажей;

• геомеханическая оценка технологии применительно к удароопасным условиям действующих месторождений Горной Шории;

• определение основных параметров, технологических и экономических показателей системы подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды.

Методы исследований: анализ и обобщение передовой практики разработки мощных крутопадающих рудных залежей, сравнение, физическое моделирование на эквивалентных и оптически-чувствительных фотоупругих материалах, аналитические исследования, методы математической статистики и технико-экономического анализа.

Основные научные положения, защищаемые автором.

1. При системе разработки подэтажным обрушением на базе самоходной техники повышение качества и полноты извлечения запасов из недр и вентиляция очистных забоев за счёт общешахтной депрессии обеспечиваются площадно-торцовой подготовкой горизонтов выпуска руды.

2. Максимальные показатели извлечения запасов при площадно-торцовой технологии выпуска руды под обрушенными породами достигаются:

• объёмом выпуска руды по площади отбиваемого слоя из погрузочного заезда и торца буро-доставочного орта в соотношении соответственно 2 к 1;

• одновременным обрушением слоя руды толщиной равной половине высоты 3. Снижение конструктивного разубоживания и объём оставляемых в недрах породных включений при выемке сложноструктурных залежей из подэтажей определяются принятой высотой подэтажа и коэффициентом рудоносности.

Достоверность научных результатов обеспечивается обобщением предыдущих научных достижений, представительным объёмом лабораторных и аналитических исследований, сходимостью теоретических и экспериментальных данных, полученных методами физического и математического моделирования.

Научная новизна.

1. Применительно к условиям отработки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных залежей выполнено обоснование нового варианта системы разработки подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды и определены технико-экономические показатели технологии.

2. При площадно-торцовой технологии выпуска руды под обрушенными породами установлены:

• рациональный режим выпуска руды из погрузочного заезда (по площади слоя) и буро-доставочного орта (торца) в соотношении соответственно 2 к 1;

• зависимость толщины отбиваемого слоя от высоты подэтажа;

• зависимости потерь и разубоживания руды от высоты подэтажа, толщины обрушаемого слоя и показателя сыпучести.

3. Разработан расчётный метод (алгоритм) определения уровня показателей полноты и качества извлечения запасов из недр.

4. Получены зависимости конструктивного разубоживания руды от коэффициента рудоносности и высоты подэтажа.

5. Установлена экономическая и технологическая эффективность применения системы разработки подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды, обеспечивающая достижение технико-экономических показателей мирового уровня.

Личный вклад автора заключается в: систематизации и обобщении способов отработки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных месторождений; организации и проведении лабораторных экспериментов и теоретических расчётов; разработке расчётных методов прогноза уровня потерь и разубоживания руды, определении рациональных параметров и технико-экономических показателей технологии.

Практическая ценность работы заключается в технологическом, геомеханическом и экономическом обосновании нового варианта технологии отработки мощных крутопадающих рудных месторождений; в разработке алгоритма определения показателей извлечения руды из недр и методики расчёта технико-экономических показателей системы разработки. Полученные результаты исследований создают предпосылки для эффективной реализации новой технологии в условия действующих горнодобывающих предприятий.

Реализация работы в промышленности. Результаты работы рекомендуются для дальнейшей реализации в условиях, как вновь создаваемых, так и действующих подземных предприятий, разрабатывающих сложноструктурные весьма мощные залежи. Материалы исследований переданы в проектную организацию “Сибгипроруда” и ОАО “Евразруда” для обоснования реконструкции и технического перевооружения Шерегешского рудника.

Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались на: Международной конференции “Проблемы и перспективы развития горных наук”, Новосибирск, ИГД СО РАН, 2004г.; Международной конференции “Современные технологии освоения минеральных ресурсов”.- Красноярск: ГУЦМиЗ, 2004; Международной научно-практической конференции “Наукоемкие технологии добычи и переработки полезных ископаемых”, Новосибирск, ИГД СО РАН, 2005г.; Международной научно-практической конференции “Проблемы комплексного освоения минерального сырья Дальнего Востока”, Хабаровск, 2005г.; XVI Конференции молодых учёных посвящённой памяти член.-корр. АН СССР, профессора К.О. Кратца «Геология, геохронология и геоэкология» – Апатиты, 2005; семинарах ИГД СО РАН, 2005-2006гг.

Публикации. Основное содержание диссертации изложено в девяти печатных работах.

Объём и структура диссертационной работы. Диссертация состоит из общей характеристики работы, четырех глав и заключения, изложенных на 153 страницах машинописного текста, содержит 39 рисунков, 38 таблиц, список литературы из наименования и включает в себя 11 приложений.

Автор выражает искреннюю признательность и благодарность научному руководителю д.т.н. А.М. Фрейдину, а также д.т.н. Г.И. Кулакову, ведущему технологу Э.Н. Коренькову и сотрудникам лаборатории подземной разработки рудных месторождений ИГД СО РАН за помощь, научные консультации и ценные замечания при выполнении и обсуждении результатов исследований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

В первой главе – “Состояние вопроса, цель и задачи исследования” – рассмотрены: горно-геологические, геомеханические и горно-технологические условия разработки мощных месторождений железных руд Горной Шории и Хакасии; раскрыто существующее состояние горных работ на рудниках региона; приведены анализ и обобщение современного состояния добычи руд при разработке мощных и весьма мощных крутопадающих рудных залежей с учётом зарубежного опыта (рассмотрено более 30 подземных предприятий, разрабатывающих подобные месторождения); поставлены цель и задачи исследования.

Большой вклад в развитие теории и практики разработки весьма мощных крутопадающих рудных залежей внесли такие учёные, как: М.И. Агошков, И.А. Айнбиндер, О.А. Байконуров, Н.Г. Дубынин, Н.Х. Загиров, В.Р. Именитов, Р.П. Каплунов, Д.Р. Каплунов, В.В. Кравцов, Г.Г. Ломоносов, Г.М. Малахов, Л.А. Пучков, Ю.А.

Рыжков, А.М. Фрейдин, Л.М. Цинкер, В.С. Шеховцов, Б. В. Шрепп и др.

Современные технологии выемки рудных месторождений характеризуются максимальным упрощением конструкций систем разработки и стремлением к высокой интенсивности горных работ на базе использования самоходных машин и их комплексов. Так, например, подземные рудники Канады, Швеции, Австралии, США оснащены передовой самоходной техникой более чем на 95%, которая используется, как на основных, так и вспомогательных процессах горного производства.

Анализ деятельности подземных рудников Горной Шории и Хакасии за последние десять лет позволяет нам отметить следующее.

1. Рудники в течение рассматриваемого периода существенно снизили и ограничили средства на строительство и прирост новых, подготовленных и готовых к выемке запасов. Специфика горных предприятий заключается в том, что их производственные возможности ограничены вводом новых участков в эксплуатацию и постоянным понижением горных работ.

2. В морфологическом строении месторождения представлены большей частью рудными телами сложного строения изометрической формы. Характерной особенностью их являются невыдержанность по основным элементам залегания и большие объёмы породных включений в пределах выемочных участков.

3. Месторождения расположены в сейсмоактивном регионе и разрабатываются в условиях высоких сжимающих тектонических полей напряжений. Горизонтальные главные составляющие напряжений превышают вертикальные в 1,5 – 3,0 раза.

4. Неравномерность оруденения и сложные границы выклинивания рудных тел, а также ориентированная на валовый способ выемка, практически не позволяют управлять качеством товарной руды. В результате разубоживание на рудниках достигает 30,0% и более.

5. Большие масштабы взрывов при обрушении блоков обусловливают высокую концентрацию опорного давления в призабойной зоне, провоцируют динамические явления большой энергетической мощности (до 109 Дж).

Существующее состояние горных работ на рудниках Алтае-Саянского региона предопределяет необходимость разработки новых, высокоинтенсивных технологий, основанных на применении комплексов самоходного оборудования.

В ИГД СО РАН применительно к условиям отработки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных залежей, разработан (с участием автора) новый вариант системы подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды под обрушенными породами (рис. 1).

Подготовительно-нарезные работы заключаются в проведении транспортного уклона, рудоспусков, буро-доставочных ортов и погрузочных заездов, транспортных и отрезных штреков. Отличительными особенностями по сравнению с известным Патент РФ № «шведским» вариантом, является дополнительная проходка между буро-доставочными ортами погрузочных заездов, используемых для выпуска руды по площади отбиваемого слоя.

Очистная выемка включает в себя процессы: бурения, послойной отбойки руды, выпуска её через торцы буро-доставочных ортов и погрузочных заездов и доставки до участкового рудоспуска. Для создания более устойчивой конструкции системы разработки, за счёт снижения изрезанности массива погрузочными заездами, проходка последних осуществляется по мере выемки отбиваемых слоёв, когда в работе находятся не более 2-ух заездов – первый из которых используется на выпуске руды, второй – для проветривания. Подготовка горизонта выпуска и доставки по данной схеме позволяет обеспечить вентиляцию забоев за счёт общешахтной депрессии.

12-14м Рис. 1. Технология подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды: 1транспортный штрек; 2 - буро-доставочный орт; 3 - погрузочные заезды; 4 - слой отбитой руды; 5 - вентиляционный (отрезной) штрек Обладая теми же преимуществами, что и широко применяемая технология подэтажного обрушения с торцовым выпуском, предлагаемый вариант с площадноторцовой схемой извлечения руды способствует повышению показателей качества и полноты извлечения запасов из недр и обеспечивает вентиляцию очистных забоев за счёт общешахтной депрессии. Одновременный выпуск руды по площади отбиваемого слоя (из погрузочного заезда) и из его торца (буро-доставочного орта) под обрушенными вмещающими породами ранее не исследовался. Поэтому изучение нового варианта технологии добычи руды представляет научный и практический интерес.

Вторая глава – “Исследование показателей извлечения при площадноторцовой технологии выпуска руды под обрушенными породами” – посвящена экспериментальным и аналитическим исследованиям показателей качества и полноты извлечения запасов руды из недр по новой схеме выпуска, определению возможностей выделения и оставления в недрах прослоев и включений пустых пород и разработке расчётного метода определения уровня потерь и разубоживания руды.

Оценка площадно-торцового выпуска руды под обрушенными породами выполнена на объёмных моделях с соблюдением критериев подобия и граничных условий (рис. 2).

Извлечение руды производили из ромбовидных панелей при высоте подэтажа (h) 15 и 20м. Выпуск осуществлялся путём чередования схем площадно-торцовой и торцовой технологий с изменением толщины (tсл) и ширины (dсл) отбиваемых слоёв.

Для получения адекватных показателей извлечения руды, в модели, имитировались остатки от выпуска вышележащего слоя.

Рис. 3. График зависимостей показателей извлече- потерь Р и разубоживания R от ния руды от R1 при h = 20,0м; Р1, Р2 и R1, R2 – соот- предельного разубоживания (R1) в ветственно потери и разубоживание руды при плопоследней дозе выпуска (рис. 3).

щадно-торцовой и торцовой технологии выпуска ТАБЛИЦА 1. Основные показатели моделирования выпуска Запасы слоя в разрыхленном состоянии, кг 3,90-4,10 7,56-7,70 2,92-3, В том числе: извлечённая руда, кг 3,58-3,68 6,895-6,960 2,57-2, Площадно-торцовой технологии присущ свой особый режим выпуска, сущность которого была выявлена в процессе моделирования. Изучался равномернопоследовательный режим в следующих вариантах: одинаковыми дозами из заезда и торца; в соотношении – соответственно 2 к 1, 3 к 1 и 1 к 2.

Исследования осуществлялись на моделях с h = 20м и tсл = 10м (рис. 4). Сводные результаты вариантов режима выпуска представлены в табл. 2 при R1= 60%.

ТАБЛИЦА 2. Показатели извлечения руды при различных вариантах выпуска извлечения, % Параметры зон потоков на разных стадиях выпуска (рис. 4) построены на основе показателя сыпучести рудного материала и высоты прогиба контакта “руда – порода” с учётом предельного разубоживания в последней дозе выпуска.

Наилучшие показатели извлечения достигнуты при выпуске руды дозами в соотношении 2 к 1. Снижение разубоживания, по сравнению с вариантами 3 к 1 и 1 к объясняется уменьшением площади контакта руды с обрушенной породой, которая остаётся практически постоянной при выпуске до 75 – 80% рудной массы.

Рис. 4. Фрагменты параметров зон потоков при выпуске отбитого слоя руды: а) одинаковыми дозами; б) дозами в соотношении 2 к 1; в) соответственно 3 к 1; г) соответственно – 1 к Неоднородность разрыхления материала в отбитом слое способна инициировать значительные отклонения области течения руды от оси выпускных выработок и провоцировать более раннее разубоживание со значительными потерями. Это было подтверждено и доказано в вариантах дозами в соотношении 3 к 1 и 1 к 2.

Из рис. 4г видно, что при выпуске рудного материала со стороны погрузочного заезда и торца буро-доставочного орта в зону потока попадает либо только пустая порода (режим 1 к 2), либо наблюдается её интенсивное просачивание (рис. 4в – режим 3 к 1), что требует быстрой остановки выпуска руды. Всё это обусловлено внедрением эллипсоида (фигуры) выпуска в сторону более разрыхленного материала (пустую породу), где плотность упаковки значительно меньше, чем в слое отбитой руды. В результате этого показатели извлечения ухудшаются, потери возрастают на 10 – 15%, разубоживание - на 15 – 20%.

Для определения оптимальных параметров технологии были проведены эксперименты с вариацией толщины отбиваемого слоя. В моделях с высотой подэтажа h = 20м (dсл = 10м) толщина выпускаемого слоя составляла tсл = 8, 10, 12 и 15м и при h = 15м (dсл = 8м) соответственно – tсл = 6, 8, 10 и 12м. Ширина выработки выпуска принималась равной A = 4м. Результаты исследований представлены на рис. 5.

Минимальные потери и разубоживание руды достигнуты при толщине слоя tсл 8 и 10м соответственно для h = 15 и 20м, то есть рациональная толщина отбиваемых слоёв, при которой обеспечиваются наилучшие показатели извлечения, составляет половину высоты подэтажа ( 0,45 0,5h).

Рис. 5. Графики зависимости показателей извлечения (а и б) и количества извлечённой чистой руды Qч (в) от толщины отбиваемых слоёв: а) при h = 15м; б) соответственно при – h = 20м; 1 – при h = 15м; 2 – при h = 20м Для извлечённого слоя, толщина которого изменяется в меньшую сторону от оптимальной, характерно снижение количества чистой руды извлечённой до начала разубоживания (35-55% против 62-65% при рациональных параметрах рис. 5в) и дальнейшее быстрое нарастание разубоживания до предельной величины (60%). Так, например, при толщине выпускаемого слоя tсл = 6м (h = 15м) потери руды увеличиваются на 5 – 10%, разубоживание - на 5 – 6%. Выемка слоёв с толщиной больше оптимальной сопровождается значительными потерями руды (в виде остатков на днище панели), что обусловлено ограниченными параметрами зон потоков (областей течения). Количество извлечённой неразубоженной руды Qч составляет 25-50% от запасов слоя. Стремление снизить потери влечёт за собой интенсивное нарастание разубоживания руды вмещающими породами (как правило налегающими) и, как следствие, быструю остановку процесса выпуска.

При соблюдении условия – 0,45h tсл h и наиболее вероятном показателе сыпучести () при отбойке руды на зажатую среду 0,9 1,4 (статистические данные) – зависимости показателей извлечения P и R и от h, tсл и можно описать линейными уравнениями регрессии:

Точность расчётов по данным эмпирическим формулам составляет 0,95 0, при соблюдении условий ограничения.

К настоящему моменту времени создан ряд широко используемых методик для расчёта показателей извлечения, как при площадном, так и при торцовом выпуске руды под обрушенными породами. Значительный вклад в их разработку внесли такие учёные, как: М.И. Агошков, С.С. Минаев, Л.И. Барон, П.М. Вольсфон, Н.С. Демин, Н.В. Дронов, Н.Г. Дубынин, В.Р. Именитов, С.Л. Иофин, В.В. Куликов, И.К.

Кунин, Г.М. Малахов, С.Б. Стажевский, З.А. Терпогосов, О.А. Яковлев и др. В работах этих учёных отмечается, что на величины потерь и разубоживания руды оказывают влияние конструкция системы разработки, её параметры, режим выпуска и физико-механические свойства отбитой руды.

В основу разработанного графоаналитического метода (алгоритма) определения показателей извлечения положены исследования В.В. Куликова, дополненные результатами моделирования (табл. 3).

Показатели потерь и разубоживания руды рассчитываются согласно схеме представленной на рис. 6 и из условия, что высота фигуры выпуска на конечной стадии определяется R1 в дозе выпуска (режим выпуска - одинаковыми дозами и дозами в соотношении 2 к 1). Отметим также, что в расчётной схеме учитывается возврат потерь от выпуска остатков руды вышележащих слоёв.

В случаях, которые имеют место в практике разработки, при отклонении центра выработок выпуска верхнего подэтажа относительно нижнего, возврат руды уменьшается до 30 - 35% от общих остатков.

Пояснение к алгоритму (табл. 3): Qc - запасы руды в слое, т; - показатель сыпучести, м; A ширина выработки выпуска, м; Pp - плотность руды, т/м3; Hv - высота фигуры выпуска, м; H - высота слоя отбитой руды, м; V1-7 – объёмы сегментов эллипсоидов выпуска, м3; KH - коэффициент, зависящий от высоты и ширины отбиваемого слоя руды, KH = 0,95-1,2; - угол наклона эллипсоида выпуска; K3 - коэффициент, зависящий от угла наклона фигуры выпуска (80-900), K3 = 0,9-1,0; K5 поправочный коэффициент на высоту эллипсоида, K5 =1,0 1,1; K6 - коэффициент, зависящий от угла наклона ромбовидного целика, K6 = 1-1,2; Х6-7 – часть отсекаемого сегмента эллипсоидов выпуска, м; Vp - объём извлечённой руды, м3; Qp - количество извлечённой руды, т; P - потери руды, %; Vn - объём примешанных пустых пород, м3; Qn - количество пустых примешанных пород, т; Po плотность налегающих пород, т/м3; R - разубоживание руды, %; L - расстояние между буродоставочными ортами, м; f - угол наклона боковой поверхности отбиваемого ромбовидного слоя, град; Кn = 0,35 0,5; tсл, tт – соответственно рациональная толщина выпускаемого слоя по площадно-торцовой и торцовой схемам, м; l - расстояние между погрузочными заездами.

ТАБЛИЦА 3. Алгоритм расчёта показателей извлечения * Метод разработан для условий: 2b tсл L, 800 900.

Анализ результатов расчёта показывает высокую степень сходимости (95-99%) с экспериментальными данными, достигнутыми в процессе моделирования.

Освоение системы разработки подэтажного обрушения будет способствовать повышению показателей извлечения руды за счёт более точного оконтуривания отрабатываемых рудных тел и частичного оставления включений и прослоев пустых пород в выработанном пространстве. Детальное изучение и количественное определение влияния сложности морфологического строения залежей на показатели конструктивного разубоживания рассматривались на примере отработки месторождений Горной Шории и Хакасии, для которых характерны залежи изометрической формы (рис. 7) со значительными включениями пустых пород – до 30 % и более.

ШЕРЕГЕШЕВСКОЕ ТАШТАГОЛЬСКОЕ КАЗСКОЕ АБАКАНСКОЕ

Рис. 7. Морфологическое строение рудных тел на месторождениях Горной Шории и Хакасии Определение изменений условий охвата площади слоя, в границах рудного тела, осуществлялось путём решения плоской модели. Возможность выделения породных включений и оставления их в выработанном пространстве зависит от закона распределения f(S) изменчивости рудной Sруд и породной Sпор площадей в пределах извлекаемых запасов (основные параметры распределения – математическое ожидание площади Мs и дисперсия 2s). По средним полученным величинам площадей, рассчитывались коэффициенты рудоносности Круд, конструктивного разубоживания Rк и потерь Pк руды.

Графоаналитическими построениями на разрезах проектировались подэтажные буро-доставочные орты с высотою подэтажа h = 10, 15 и 20м, а также откаточные горизонты при этажной выемке Hэт = 70 – 80м (рис. 8).

Прихватываемая Имитация очистной выемки, в пределах каждого подэтажа, проводилась путём разбивки площади выемочного контура на слои, при этом, с геологического разреза вкрест простирания рудного тела, результаты снимались только для одной ромбовидной панели. Это позволило в значительной степени повысить точность вписывания очистных панелей, соответственно и слоёв, в границы извлекаемых запасов. Если в площади слоя количество породы составляло 60% и более, его оценивали как некондицию оставленную в недрах S1пор. Результаты исследований представлены на рис. 9. Погрешность измерений составила 10 15%.

Рис. 9. Зависимость безрудной площади блока, оставляемой в недрах (а) и конструктивного разубоживания (б) от коэффициента рудоносности: 1 при h = 10м; 2 – h = 15м; 3 – h = 20м; 4 – при этажной (валовой) выемке Как видно из рисунка 9а, очистная выемка из подэтажей позволяет, в условиях месторождений Горной Шории и Хакассии (Круд = 0,80 – 0,65), выделить и оставить в недрах, в зависимости от высоты подэтажа от 25 до 40% объёма породных включений. Конструктивное разубоживание Rк при этом может быть снижено относительно валовой выемки (31 – 35%) соответственно в 1,8 – 2,7 раза и составлять в абсолютных значениях 16,0 – 18,0% и 11,0 – 13,0% (рис. 9б).

Содержание металла в товарной руде при площадно-торцовой технологии выпуска с учётом выделения и оставления в недрах части породных прослоев и показателей разубоживания налегающими и боковыми породами, определяется из следуюс 1 (1 K руд ) (1 К выд ) + b (1 K руд ) (1 К выд ) + R где с - содержание полезного компонента в руде, %; b - содержание полезного компонента в пустых породах, %; Квыд – величина выделяемых и оставляемых в недрах включений и прослоев пустых пород, д. ед.; R – разубоживание руды налегающими и боковыми породами при выпуске по площадно-торцовой технологии с учётом высоты подэтажа, д. ед..

В целом же, технология подэтажного обрушения позволяет снизить общее разубоживание руды в 1,4 – 1,5 раза по сравнению с валовой (этажной) выемкой при одновременном повышении качества добываемого сырья и выхода концентрата на 15%.

В третьей главе – “Геомеханическая оценка системы разработки подэтажного обрушения” – приводится оценка напряжённо-деформированного состояния массива пород при отработке месторождений системой подэтажного обрушения в сравнении с технологией этажного обрушения, применяемой на рудниках Горной Шории и Хакасии. Метод исследования – моделирование на оптически чувствительных фотоупругих материалах. Конфигурация систем разработки и параметры нагружения моделей соответствовали геомеханическим и горно-технологическим условиям Шерегешевского месторождения с соблюдением критериев подобия и граничных условий. Устойчивость горных конструкций оценивалась по коэффициенту запаса прочности пород (Кзап):

где 1 и 2 – соответственно максимальные и минимальные напряжения возникающие в массиве пород, МПа; и С – соответственно угол внутреннего трения (град.) и сцепление горных пород, МПа.

Рис. 10. Технология подэтажного обрушения: а) характер распределения max; б и в) графики зависимости напряжений от расстояний по исследуемым сечениям на модели, (б) для сечения I – I; (в) – сечения II – II; (г) исследуемые сечения; 1 – 1, 2 – max и 3 – Для системы подэтажного обрушения (рис. 10) характерно сближенное расположение буро-доставочных ортов относительно друг друга (12 14м). В связи с этим уровень напряжений вокруг выработок и между подэтажными горизонтами сравнительно высок. Максимальные значения 1 и max составляют соответственно МПа и 18 40 МПа. На стадии подготовительно-нарезных работ нормальные напряжения 1, между выработками подэтажного горизонта, изменяются от 35 до МПа, 2 – от - 1 до 11 МПа (рис. 10б, в). Верхняя часть панели практически разгружена от напряжений и воспринимает лишь вес налегающих обрушенных пород.

На рис. 11 представлена характерная ситуация отработки блока системой этажного обрушения. Максимальные значения max концентрируются в днище блока и выработках выпуска руды. Величина последних в районе смотровых выработок и камер под ВДПУ-4ТМ составляет 36 63 МПа, 1 и 2 достигают значений соответственно 126 и 30 МПа.

Рис. 11. Технология этажного обрушения: а) характер распределения max; б и в) графики зависимости напряжений от расстояний по исследуемым сечениям на модели, (б) для сечения I – I; (в) – сечения II – II; (г) исследуемые сечения; 1 – 1, 2 – max и 3 – В наиболее неблагоприятном состоянии находится откаточный орт, кровля и почва которого испытывают максимальные значения max = 60 63 МПа и 1 = 130 МПа, что практически соизмеримо с прочностью пород на сжатие и сдвиг.

Обобщая результаты моделирования двух вариантов систем разработки, отметим следующее.

• Для обоих вариантов характерно наличие зон высоких сжимающих напряжений. В месте с тем, при отработке месторождения подэтажным обрушением концентрация напряжений на 30 – 45% ниже, чем при технологии этажного • Основной причиной высоких концентраций напряжений в условиях этажного обрушения является сложное конструктивное оформление горизонта выпуска В четвёртой главе – “Перспективы технического перевооружения рудников и сравнительная технико-экономическая оценка освоения новой технологии” – дано обоснование целесообразности реконструкции и технического перевооружения Шерегешского рудника с освоением системы разработки подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды на базе комплексов самоходных машин.

Сравнительная технико-экономическая оценка нового варианта с широко применяемыми в аналогичных условиях системами разработки этажного и подэтажного обрушения приведена в табл. 4 (показатели технологии подэтажного обрушения с площадно-торцовым и торцовым выпуском руды – расчётные, этажного обрушения с вибровыпуском руды – фактические данные Шерегешского рудника).

ТАБЛИЦА 4.

Продолжительность отработки панелей (блоков) при мощности залежи 50м, месяцев Производительность 1-го рабочего по системе разработки, т/смену Нормативы готовых к выемке запасов при мощности залежи 50м, месяцев Удельная себестоимость добычи 1 т. сырой руды по системе разработки, д. ед.

Удельная себестоимость 1т. концентрата, д.ед.

– при коэффициенте рудоносности залежей 0,70;** – при годовой мощности рудника 5,9 млн. т.;

*** – при годовой мощности рудника 3,5 млн. т.

Расчёт эффективности реконструкции рудника выполнен при условии форсированного перехода от традиционной системы разработки к технологии подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды, при одновременном строительстве нижних горизонтов +115м, – 85м и доведением годовой производственной мощности до проектного уровня. Сроки отработки панели (блока) определялись организацией работ, типом применяемого оборудования, его возможной производительностью на стадии подготовки и очистной выемки, и ограничивались производительностью подъёмных мощностей. Полный переход на новую систему разработки, как показали расчёты, осуществляется к концу второго года реконструкции.

Гибкость предлагаемой технологии и высокая производительность, при использовании комплексов самоходного оборудования, обеспечивают высокую интенсивность горных работ – продолжительность отработки панели (рабочего цикла) составляет 3,4 3,5 месяца (при средней мощности залежи 50м), что существенно сокращает нормативы подготовленных и готовых к выемке запасов (в 3,0 4,0 раза).

Последнее обстоятельство также свидетельствует о минимизации необходимых оборотных средств, значительном снижении затрат на эксплуатацию, поддержание и ремонт горных выработок.

Оценка рисков инвестиционного проекта проводилась по методу Монте-Карло (рис. 12) с помощью генератора случайных чисел при расчёте 200 сценариев показателей чистого дисконтированного дохода (ЧДД). Принятые в проекте отклонения основных (исходных) показателей влияющих на ЧДД приведены в табл. 5.

Рис. 12. Значения ЧДД по 200 сценариям при одновременном изменении ТАБЛИЦА 5. Расчётные отклонения основных параметров проекта Выполненный инвестиционный проект реконструкции и перехода на отработку системой подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды показал:

на реализацию проекта, с учётом приобретения самоходной техники, требуется освоение инвестиций в объёме 625000,0 тыс. руб. ( 22,0 млн. долл.), срок погашения кредита — 4,5 года;

с выходом на проектную мощность (с шестого года освоения новой технологии) производство концентрата возрастёт более чем в 2,0 раза по сравнению с применяемой системой разработки;

величина накопленной наличности и ЧДД за семилетний период реализации проекта достигнут соответственно 1183085,0 тыс. руб. ( 41,7 млн. долл.) и 281930,6 тыс. руб. ( 10,3 млн. долл.), что создаст в дальнейшем условия для приобретения самоходной техники за счёт собственных средств;

объём механизированных работ и производительность труда рабочего по системе разработки возрастёт более чем в 4,0 раза, себестоимость производства концентрата и удельный объём проходческих работ снизятся соответственно риск неэффективности проекта (вероятность того, что ЧДД 0) и риск недостижения проектных показателей (вероятность того, что ЧДД ЧДД проект) соответственно составили 0,01 и 0,3.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации, являющейся научно-квалификационной работой, на основе выполненного обобщения и анализа практики подземной отработки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных залежей, физического моделирования, теоретических и технико-экономических расчётов, на примере Шерегешского рудника, дано решение актуальной научной задачи, заключающейся в разработке и научном обосновании нового варианта технологии подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды, имеющей важное значение для науки и практики горнорудной промышленности.

Основные научные и практические результаты работы.

1. Применительно к условиям отработки мощных и весьма мощных крутопадающих рудных залежей обоснован новый вариант системы разработки подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды, позволяющий достигнуть технико-экономических показателей мирового уровня. Реализация этой технологии позволит обеспечить:

рост показателей полноты и качества извлечения запасов из недр за счёт одновременного выпуска руды по площади (из погрузочного заезда) и торца (из буро-доставочного орта) отбиваемого слоя;

безопасные условия труда для горнорабочих за счёт применения общешахтного проветривания очистных забоев.

2. На основе проведённых исследований выпуска руды под обрушенными породами установлено:

показатели извлечения площадно-торцового выпуска относительно торцового улучшаются, потери руды снижаются в 1,4 1,5 раза, разубоживание на выпуске — в 1,5 1,7 раза, при одновременном повышении количества чистой руды извлеченной до начала разубоживания в 1,5 – 1,6 раза;

доказано, что минимальные потери и разубоживание руды достигаются при равномерно-последовательном режиме выпуска дозами из погрузочного заезда (по площади отбиваемого слоя) и буро-доставочного орта (торца) в соотношении соответственно 2 к 1;

по условию выпуска установлена рациональная толщина обрушаемого слоя руды, равная половине высоты подэтажа;

3. Отработка сложноструктурных залежей из подэтажей по сравнению с этажной (валовой) выемкой обеспечивает более точное оконтуривание и возможность выделить и оставить в недрах значительное количество породных прослоев. Расчёты, выполненные для условий рудных тел месторождений Горной Шории и Хакасии, показали, что при Круд = 0,65 – 0,80 конструктивное разубоживание снижается в зависимости от высоты подэтажа (h = 15 и 20м) соответственно в 2,7 и 1,8 раза при росте потерь руды на 2 4%.

4. Разработан расчётный метод прогноза показателей извлечения руды в зависимости от показателя сыпучести и размеров отбиваемого слоя. Получены зависимости для определения рациональных параметров технологии на базе оптимизации показателей качества и полноты извлечения запасов руды из недр.

5. На основе физического моделирования, в условиях преобладающих тектонических напряжений, дана сравнительная геомеханическая оценка технологии:

наиболее устойчивыми участками системы разработки на стадии подготовительно-нарезных работ являются зоны между подэтажными горизонтами, где К зап составляет более 2,5, в процессе очистной выемки К зап составляет более установлено, что напряжения, возникающие в рудном массиве, при подэтажной выемке в 1,4 1,7 раза меньше, чем в аналогичных условиях добычи руды при этажном обрушении.

6. На примере Шерегешского рудника выполнен инвестиционный проект реконструкции и технического перевооружения предприятия с освоением системы подэтажного обрушения с площадно-торцовым выпуском руды на базе комплексов самоходного оборудования. Технико-экономические расчёты показали:

эффективность и целесообразность реконструкции подтверждается минимальными экономическими и финансовыми рисками. Чистая прибыль предприятия за семилетний период реализации проекта составит более 656,6 млн.

производительность рудника по сырой руде возрастает с 3,0 3,3 до 5,8 5, млн. т/год без увеличения площадей отработки, производство концентрата – производительность труда по системе разработки увеличивается от 25 до себестоимость концентрата снижается на 40%.

Основные положения диссертации изложены в следующих публикациях:

1. Фрейдин А.М. Ресурсосберегающие технологии подземной разработки рудных месторождений [Текст] / А.М. Фрейдин, А.И. Быкадоров, С.А. Неверов, А.А. Неверов // Горная промышленность. – 2003. – №6, с. 44 – 49.

2. Фрейдин А.М.. Проблемы подземных рудников Сибири и концепция их технического перевооружения [Текст] / А.М. Фрейдин, А.И. Быкадоров, С.А.

Неверов, А.А. Неверов. // Проблемы и перспективы развития горных наук. – ИГД СО РАН, г. Новосибирск, 2004г.

3. Фрейдин А.М. Перспективы технического перевооружения подземных рудников Западно-Сибирского металлургического комплекса [Текст] / А.М.

Фрейдин, П.А.Филиппов, С.П. Гайдин, Э.Н. Кореньков, С.А. Неверов // ФТПРПИ. – 2004. – № 3, с. 71 – 81.

4. Фрейдин А.М. О техническом перевооружении рудников Горной Шории [Текст] / А.М. Фрейдин, Э.Н. Кореньков, С.А. Неверов // Сборник научных трудов международной конференции «Современные технологии освоения минеральных ресурсов». – Красноярск: ГУЦМ и З, 2004г. – с. 304 – 311.

5. Неверов С.А. Физическое моделирование площадно-торцовой технологии выпуска руды под обрушенными породами [Текст] / С.А. Неверов // Наукомкие технологии добычи и переработки полезных ископаемых. – Новосибирск: Институт горного дела СО РАН, 2005г. – с. 121 – 126.

6. Фрейдин А.М. Показатели площадно-торцовой технологии выпуска руды [Текст] / А.М. Фрейдин, С.А. Неверов // Сборник научных трудов международной научно-практической конференции «Проблемы комплексного освоения минерального сырья Дальнего Востока». – Хабаровск, 2005г.

7. Неверов С.А. Новый вариант выпуска руды в системе подэтажного обрушения [Текст] / С.А. Неверов // Сборник научных трудов XVI конференции молодых учёных в области наук о Земле, посвящённой памяти членакорреспондента АН СССР, профессора К. О. Кратца «Геология, геохронология и геоэкология: исследования молодых». – Апатиты, 2005г.

8. Фрейдин А.М. Моделирование площадно-торцовой технологии выпуска руды под обрушенными породами [Текст] / А.М. Фрейдин, С.А. Неверов // ФТПРПИ. – 2005. – № 5, с. 50 – 61.

9. Фрейдин А.М. Современные способы выемки мощных залежей под обрушенными породами на больших глубинах [Текст] / А.М.Фрейдин, А.А. Неверов, С.А. Неверов // Горный журнал (в печати).