Міністерство освіти і науки України

Криворізький технічний університет

Письменний Сергій Васильович

УДК 622.27:622.274

Удосконалення технології підземної розробки крутоспадних родовищ в умовах

відкрито-підземної відробки

Спеціальність 05.15.02 – підземна розробка родовищ корисних копалин

Автореферат

дисертації на здобуття наукового ступеня

кандидата технічних наук

Кривий Ріг – 2005

Дисертацією є рукопис

Робота виконана в Криворізькому технічному університеті Міністерства освіти і науки України

Науковий керівник – доктор технічних наук, професор,

Сторчак Сергій Олександрович,

Голова міжрегіональної асоціації

“Укрвибухпром”

Офіційні опоненти: – доктор технічних наук, професор,

Гірін В’ячеслав Станіславович,

завідувач кафедрою Криворізького технічного

університету Міністерства освіти і науки України,

м. Кривий Ріг –

кандидат технічних наук, с.н.с

Римарчук Борис Іванович,

головний інженер державного проектного

інституту “Кривбаспроект” Міністерства

промислової політики України, м. Кривий Ріг

Провідна установа: Державний науково-дослідний гірничорудний

інститут Міністерства промислової політики

України, м. Кривий Ріг

Захист відбудеться 20 січня 2006 р. о 1000 годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 09.052.02 в Криворізькому технічному університеті за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37, ауд. 300.

З дисертацією можна ознайомитись в бібліотеці Криворізького технічного університету за адресою: 50002, м.Кривий Ріг, вул.Пушкіна,37.

Автореферат розісланий “17” грудня 2005 р.

Вчений секретар

спеціалізованої вченої ради,

доктор технічних наук О.М. Голишев

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність теми. Сучасний стан гірничодобувної промисловості характеризується великими обсягами застосування відкритих гірничих робіт. Проте погіршення гірничотехнічних умов видобутку (збільшення глибини робіт, зменшення потужності рудних покладів) при одночасному зростанні енерговитрат призводять до скорочення параметрів робочих площадок, збільшення кутів робочого борту і консервації значної частини кар’єру.

Для зменшення відчужуваних під відвали земель спостерігається стійка тенденція розміщення розкривних порід у виробленому просторі кар’єрів. Внаслідок цього розконсервація запасів кар’єру після завершення чергового етапу відпрацювання веде до різкого збільшення обсягів розкриву, а з огляду на обмежений розмір інвестицій із тривалим періодом повернення, значно погіршуються техніко-економічні показники. Тому тимчасові внутрішні відвали, що відсипаються у виробленому просторі кар’єрів, фактично перетворюються в постійні, що приводить до консервації частини балансових запасів родовища. Крім того, таке становище суперечить вимогам діючих “Правил безпеки на відкритих гірничих роботах”. Така ситуація, де внутрішні відвали (породні склади) розкривних порід великої ємкості розташовані безпосередньо в кар’єрі, склалась на Полтавському (Лавриковський і Горишнє-Плавненський кар’єри) та Північному ГЗК (Ганнівський кар’єр). Таким чином, проблема відпрацювання запасів під внутрішніми відвалами великої ємкості є актуальною.

Одним із напрямків вирішення даної важливої науково-технічної проблеми є більш широке освоєння комбінованої розробки з комплексним використанням відкритого і підземного способів відпрацювання родовищ. Для цього необхідно науково обґрунтувати технологію підземної доробки балансових запасів, як способу підтримки виробничих потужностей рудника, поліпшення економічних показників і екологічної обстановки при комбінованому способі ведення гірничих робіт у кар’єрі.

Застосовування традиційних системи підземної розробки з обваленням руди і налягаючих порід для відпрацювання запасів під дном і бортами кар’єрів неминуче веде до значних втрат і засмічення руди. Використання камерних систем із закладкою веде до підвищення собівартості видобутку магнетитових кварцитів, а в ряді випадків робить її недоцільною у зв’язку з незначною конкурентоспроможністю сировини, що добувається.

Таким чином, проблема розробки раціональної технології підземного відпрацювання запасів під відвалами, дном і бортами діючих залізорудних кар’єрів є дуже актуальною та потребує негайного вирішення.

Зв’язок роботи з науковими програмами, планами, темами. Дисертаційна робота виконана в рамках наукових тем, у яких автор брав участь у якості виконавця: “Дослідити і розробити заходи по підвищенню безпеки праці при комплексній відкрито-підземній розробці родовищ”, що виконувалася кафедрою Підземної розробки родовищ корисних копалин Криворізького технічного університету у 2000 р. (№ держреєстрації 0196U004939), передбаченою Національною програмою поліпшення стану безпеки, гігієни праці і виробничого середовища на 1996-2000 рр. (п. ); “Обґрунтування відкрито-підземного способу доробки проектних запасів Ганнівського родовища залізних руд” (№ держреєстрації 0101U004368); “Розробити техніко-економічне обґрунтування відкрито-підземного способу доробки балансових запасів Ганнівського кар’єру” (№ держреєстрації 0102U005445); “Розкриття і відробка підземним способом балансових запасів під дном і бортами Ганнівського кар’єру” (№ держреєстрації 0103U007486), виконані кафедрою Підземної розробки родовищ корисних копалин Криворізького технічного університету (теми затверджені МОН України).

Мета і завдання дослідження.

Метою роботи є підвищення ефективності підземного видобутку під внутрішніми відвалами розкривних порід у кар’єрі шляхом удосконалення технології гірничих робіт і конструктивних елементів системи поверхового обвалення руди.

Для досягнення поставленої мети необхідно вирішити наступні завдання:

1.

2.

3.

4.

5.

6.

Ідея роботи полягає в удосконаленні конструкції “плаваючої” стелини за рахунок утворення захисних виступів по її периметру, що забезпечує підвищення її міцності при знижених запасах руди в ній і забезпечує покращення показників виймання.

Об’єкт дослідження. Магнетитові кварцити, які розташовані під відвалами розкривних порід, захисні перекриття, обвалена руда.

Предмет дослідження. Система поверхового примусового обвалення з “плаваючою” стелиною.

Методи досліджень. У роботі використовувався комплексний метод, який включає: огляд літературних джерел, аналіз практики підземного відпрацьовування родовищ комбінованим відкрито-підземним способом, розрахунково-аналітичні методи з використанням ПЕОМ, фізичне моделювання випуску руди під “плаваючою” стелиною на моделях, апробація отриманих результатів у промислових умовах.

Наукові положення, що виносяться на захист:

1.

2.

3.

Наукова новизна отриманих результатів:

- уперше встановлені залежності параметрів воронки випуску, яка формується під “плаваючої” стелиною, від кількості випущеної руди, коефіцієнту первинного розпушення та висоти обваленого шару;

- запропонована удосконалена конструкція “плаваючої” стелини із захисними виступами у нижній частині по її периметру;

- встановлені залежності зміни товщини “плаваючої” стелини із захисними виступами та без них від глибини розробки, фізико-механічних властивостей руди і прольоту оголення під ПС.

Обґрунтованість і достовірність наукових положень, висновків і рекомендацій, поданих у роботі, підтверджуються: повторенням результатів, проведених у великому обсязі лабораторних експериментів, великою збіжністю розробленої математичної моделі процесів із лабораторними дослідами і позитивним результатом промислових випробувань елементів нової технології на шахті “Гвардійська” ВАТ “КЗРК”.

Наукове значення роботи полягає у розробці методики розрахунку параметрів “плаваючої” стелини із захисними виступами по її периметру, обґрунтуванні параметрів блоку в залежності від відстані між випускними отворами.

Практичне значення отриманих результатів:

- запропонована методика розрахунку показників виймання при випуску руди під “плаваючої” стелиною при комбінованій відкрито-підземній відробці родовищ;

- розроблена удосконалена технологія відпрацювання запасів під відвалами розкривних порід із застосуванням “плаваючої” стелини з захисними виступами;

- конструкція “плаваючої” стелини захищена патентом України та апробована в умовах шахти “Гвардійська” із реальним економічним ефектом 272,22 тис.грн.

Особистий внесок здобувача полягає у: розробці конструкції “плаваючої” стелини із захисними виступами; встановленні розрахункових залежностей для визначення діаметра воронки випуску і параметрів очисного блоку з використанням “плаваючої” стелини; розробці технології відпрацьовування запасів під відвалом розкривних порід із застосуванням “плаваючої” стелини; формулюванні наукових положень, наукової новизни роботи, ідеї, задач дослідження і висновків.

Апробація результатів дисертації. Основні положення і результати дисертаційної роботи доповідались: на науковій конференції “Еколого-біологічні дослідження на природних та антропогенно-змінених територіях” (м. Кривий Ріг, 2002 р.), на науково-технічних конференціях Криворізького технічного університету (2000-2003 рр.); на міжнародних науково-технічних конференціях: “Комбинированная геотехнология: проектирование и геомеханические основы” (м. Магнітогорськ, 2001 р.), “Проблемы и перспективы развития подземной геотехнологии в XXI веке” (м. Екатеринбург, 2001 р.), “Неделя горняка-2002” (м. Москва, 2003 р.), “Сталий розвиток гірничо-металургійної промисловості” (м. Кривий Ріг, 2004-2005 рр.).

Публікації. За результатами виконаних досліджень опубліковано 13 робіт, у тому числі отримано 2 патенти України.

Структура дисертації. Дисертаційна робота складається зі вступу, 5 розділів, висновків, списку використаних джерел з 121 найменувань і додатку. Загальний обсяг роботи становить 165 сторінок, з них основний зміст - 118 сторінках, 13 таблиць та 51 рисунок.

ОСНОВНий зміст РОБОТИ

У вступі обґрунтована актуальність теми, сформульовані мета і задачі досліджень, приведені наукові положення, що виносяться на захист, наукове й практичне значення роботи, а також дані про реалізацію результатів роботи, її апробацію та публікації.

У першому розділі розглянута технологія відпрацьовування рудних крутоспадних родовищ комбінованим відкрито-підземним способом. Аналізом встановлено, що сумісне застосування в межах одного родовища технологічних рішень, властивих відкритому і підземному способам розробки, у ряді випадків дозволяє досягти високих техніко-економічних показників.

У розвиток теорії комбінованої відкрито-підземної розробки значний внесок внесли дослідження вчених В.І.Терентьєва, В.С.Хохрякова, К.Н.Трубецького, Д.Р.Каплунова, С.Л.Іофіна, В.О.Щелканова, С.О.Сторчака, О.Д.Черних та ін.

Вивчення досвіду застосування відкрито-підземного відпрацювання крутоспадних родовищ показало, що при підземній розробці застосовуються наступні системи: поверхово-камерна із заповненням виробленого простору закладним матеріалом, камерні із залишенням міжкамерних ціликів і системи з масовим примусовим обваленням руди і вміщуючи порід.

Розглянуті системи розробки руд під дном і бортами діючих кар’єрів характеризуються підвищеними втратами руди в ціликах (до 25-50%) при камерних системах, значним засміченням (до %) при поверховому примусовому обваленні, а також великою трудомісткістю і високою собівартістю видобутку при системах з закладкою виробленого простору.

При доробці балансових запасів кар’єру (магнетитових кварцитів) під відвалом розкривних порід найбільш оптимальною є система з масовим обваленням руди і налягаючих порід, яка характеризується невисокою собівартістю видобутку руди. Для зниження засмічення руди при підземному відпрацьовуванні родовища був запропонований варіант цієї системи розробки із застосуванням захисного перекриття, основоположником якої є Капленко Ю.П.

В подальшому дослідженнями відпрацювання родовищ під захисним перекриттям (“плаваючої” стелиною) займалось багато вчених: М.І.Дядечкін, В.О.Щелканов, С.О.Сторчак, В.О.Колосов, В.Ф.Храмцов, С.І.Дехтярев, М.І.Кудрявцев та ін. Ними були запропоновані різноманітні типи конструкцій і методики розрахунку мінімально допустимої товщини “плаваючої” стелини. Проте вони не в повному обсязі враховували умови її застосування, особливо при комбінованому відпрацюванні родовища під відвалом розкривних порід.

Тому основним напрямком досліджень було обрано пошук оптимальної конструкції “плаваючої” стелини, що дозволяє знизити втрати і засмічення руди, а також забезпечити її стійкість на весь період відпрацювання блоку (панелі). У цьому ж розділі сформульовані задачі досліджень й обґрунтовані методи їх вирішення.

У другому розділі приведена методика фізичного моделювання випуску обваленої руди в лабораторних умовах. Також визначені критерії подібності, методи обробки отриманих результатів, що дозволяють встановити їхню вірогідність.

У якості матеріалу моделі використовувався натуральний матеріал – руда. Лінійні розміри матеріалу по фракціях (гранулометричний склад) відповідає лінійним масштабам моделювання.

Для дослідження процесів випуску руди із обвалених блоків застосовувалися стаціонарні моделі, лінійні розміри яких по відношенню до відповідних розмірів натури були згідно масштабу моделювання. Випуск обваленої руди з блоків моделювався для систем підповерхового і поверхового примусового обвалення. Моделювання дозволило визначити: показники виймання руди, а також коефіцієнти: вторинного розпушення й інтенсивності переміщення “плаваючої” стелини в залежності від дози, режиму випуску, висоти шару, що обвалюється, питомого навантаження і конструкції ПС.

Коефіцієнт інтенсивності переміщення ПС у лабораторних умовах після випуску i-ї дози руди визначається по формулі, м/кг

, (1)

де Нш – висота шару засипаного у модель, м; Нст. i – сумарна висота, на яку перемістилася стелина після i-ї дози випуску, см; Qруд,i – сумарна кількість випущеної руди після i-ї дози, кг.

Для обробки результатів моделювання розроблена програма для ПЕОМ, що дозволяє: робити автоматичний вибір парних залежностей, виключати нехарактерні точки, отримані в результаті моделювання, будувати графік, а також визначати коефіцієнт парної кореляції.

Третій розділ присвячений теоретичним дослідженням випуску обваленої руди під захисним перекриттям з одиночного і системи випускних отворів, а також обґрунтуванню конструкції і параметрів “плаваючої” стелини, що дозволяють знизити втрати і засмічення руди.

Розрахунок параметрів фігур випуску до досягнення еліпсоїдом розпушення поверхні ПС здійснювався по нині існуючим методикам. Подальший випуск руди під ПС призводить до формування під нею воронки випуску, діаметр якої dв визначається з рівняння, м

(2)

де dср.к – діаметр середнього куска руди, м; – кут утворюючої воронки випуску під ПС, град.; Qруд – сумарна кількість випущеної рудної маси з випускного отвору, т; qруд – об’єм еліпсоїда випуску на момент досягнення еліпсоїдом розпушення поверхні ПС, м3; = 3,14; р – об’ємна вага руди в масиві, т/м3; kр.вт – коефіцієнт вторинного розпушення руди.

Залежності діаметра воронки випуску від кількості випущеної руди приведена на рис.1.

Встановлено, що діаметр воронки випуску збільшується доти, поки площа опорних ціликів із обваленої руди Sгр не перевищить мінімально допустимого значення на зсув. Подальший випуск руди приводить до їх роздавлювання і переміщення ПС. Мінімально допустиме значення Sгр визначається по формулі, м2

, (3)

де Р – сумарна вага від налягаючих порід Рпор і “плаваючої” стелини Рст, т;  – кут зсування порід, град; – кут внутрішнього тертя порід, град.; с – зчеплення порід, т/м2.

Рис.1. Залежності діаметра воронки випуску від кількості випущеної руди і коефіцієнта первинного розпушення:1, 2, 3, 4 – коефіцієнт первинного розпушення, відповідно, 1,41, 1,30, 1,21, 1,13.

Визначено основні джерела втрат і засмічення руди при відпрацюванні блоку під ПС і теоретично обґрунтовані параметри блоку, конструкція стелини, що дозволяють поліпшити показники виймання.

Втрати руди при відпрацюванні блоку із застосуванням “плаваючої” стелини визначаються з виразу, %

, (4)

де Lст, Вст, hст – конструктивні параметри “плаваючої” стелини, відповідно, довжина, ширина, й товщина, м; kв.ст – коефіцієнт виймання запасів руди із стелини, долі. од. (приймається 0,4-0,6 при її вийманні); Lбл – довжина блоку за простяганням, м; М – горизонтальна потужність покладу, м; Нпов – висота поверху, м; в – ширина шару обваленої руди, яка залишається за межами ПС зі сторони обвалених порід, м; Кр – коефіцієнт розпушення обваленої руди; d – діаметр випускного отвору, м; n – кількість випускних отворів у днищі блоку, шт.

Засмічення руди при випуску під ПС визначається з виразу, %

, (5)

де а – велика піввісь фігури випуску, м; b – мала піввісь фігури випуску, м; п – об’ємна вага обвалених порід, т/м3; nбк – кількість випускних отворів зі сторони обвалених порід, шт.; l1 – відстань від обвалених порід до центру крайнього ряду випускних отворів у днищі блоку, м; р – об’ємна вага руди, т/м3.

На рис.2, приведений оптимальний варіант розташування фігур випуску та розпушення у виймальному блоці, при якому досягаються мінімальні втрати і засмічення руди.

Рис.2. Розташування фігур випуску в обваленій руді під ПС: 1 – випускні отвори; 2 – положення об’єднаного еліпсоїда випуску на момент досягнення ним воронки випуску; 3 – положення фігури розпушення на момент досягнення поверхні ПС; 4 – обвалена руда, 5 – необвалений рудний масив; 6 – воронка випуску; 7 – “плаваюча” стелина; 8 – обвалені породи; 9, 10 – втрати обваленої руди, відповідно, із боку обвалених порід і на днищі блоку.

Так як параметри блоку по простяганню і навхрест простягання мають однакові лінійні розміри, його довжина (ширина) L (B) визначається за виразом, м

, (6)

де l2 – відстань між випускними отворами, м.

При випуску руди із застосуванням ПС, розташованої під відвалом розкривних порід, втрати і засмічення руди складають 5-7%, що в 1,2-1,5 рази нижче, ніж при видобутку руди традиційними варіантами систем розробки.

Для підвищення стійкості “плаваючої” стелини і зниження запасів у ній руди запропонована нова конструкція ПС, що відрізняється від відомих наявністю захисних виступів у нижній частині по її периметру, рис.3.

Рис.3. Конструкція “плаваючої” стелини з захисними виступами.

Висота захисного виступу (hвист) складає 3-5 м і визначається параметрами бурових виробок. Ширина захисного виступу bвист визначається виразами, м

, (7)

, (8)

де Hобр – висота шару обваленої руди, м; nвист – кількість захисних виступів, шт.; Lст – ширина (довжина) “плаваючої” стелини, м. [ст] – допустиме напруження матеріалу на стискання, т/м2.

Ширина захисного виступу буде дорівнювати максимальному значенню, отриманому з виразів (5, 6).

Мінімально допустима товщина “плаваючої” стелини над якою розташований відвал розкривних порід визначається за виразом, м

, (9)

де lпр – проліт оголення під “плаваючої” стелиною, м; р – об’ємна вага руди, т/м3; Кз – коефіцієнт запасу міцності порід, що складають “плаваючу” стелину (змінюється від 1,5 до 2,5); С – поправочний коефіцієнт згинаючого моменту (дорівнює для стелини без захисних виступів 0,0479, із виступами – 0,0214); Рпор – питоме навантаження на плаваючу стелину від відвалу розкривних порід, т/м2; Kf – перевідний коефіцієнт міцності порід у напруження; fр – коефіцієнт міцності гірських порід ПС по шкалі проф. М.М. Протодьяконова; Ко – коефіцієнт ослаблення порід тріщинами (приймається від 0,5 до 0,85).

На ПС, розташовану під відвалом розкривних порід, можуть діяти два типи навантажень:

- рівномірно розподілене, коли висота склепіння нестійкої рівноваги більше висоти відвалу Нвід < hскл, рис.4а;

- нерівномірно розподілене, обумовлене вагою порід, розташованих у склепінні нестійкої рівноваги Нвід > hскл, рис.4б.

Рис.4. Схема до визначення навантаження, яке діє на “плаваючу” стелину: а – рівномірно розподілене; б – нерівномірно розподілене (аркової форми).

Залежності зміни товщини “плаваючої” стелини від її конструкції і характеру розподілу навантаження приведені на рис.5.

Рис.5. Залежність зміни товщини “плаваючої” стелини від висоти відвалу (глибини ведення гірничих робіт) і довжини ПС, при коефіцієнті міцності порід, що складають стелину fр = 16 за шкалою проф. М.М.Протодьяконова при: а – рівномірно розподіленому навантаженні, б – нерівномірно розподіленому, коли навантаження діє у виді склепіння динамічної хиткої рівноваги: 1, 2, 3 – довжина ПС із захисними виступами з боку обвалених порід, відповідно , 40, 50, 60 м; 4, 5, 6 – довжина ПС без захисних виступів, відповідно, 40, 50, 60 м.

Порівнюючи залежності, приведені на рис. 5а и 5б видно, що при дії рівномірно розподіленого навантаження на ПС її товщина збільшуються з 8,7 до 17,1 м зі збільшенням глибини ведення гірничих робіт при прольоті оголення під “плаваючою” стелиною 40 м, а при нерівномірно розподіленому (склепінчатої форми) її товщина при інших постійних умовах залишається незмінною та дорівнює 13 м.

З графіків, приведених на рис.5а та 5б видно, що застосування захисних виступів в нижній частині ПС дозволяє зменшити її товщину з 11,7 до 8,7 м, що в процентному співвідношенні складає 25%. Таким чином, використання ПС із захисними виступами дозволяє значно зменшити її товщину, а відповідно і запас руди в стелині, при забезпеченні її стійкості.

У четвертому розділі приведені експериментальні дослідження випуску обваленої руди на моделях з еквівалентних матеріалів та застосуванням “плаваючої” стелини, розташованої під відвалом розкривних порід. Випуск руди виконувався з одиночного та системи випускних отворів для різноманітних конструкцій ПС, висоти обваленого шару, коефіцієнтів первинного розпушення. Дослідження виконувались з метою перевірки правильності основних теоретичних положень.

Проведеними експериментами підтверджено, що при випуску обваленої руди параметри еліпсоїда розпушення до досягнення поверхні ПС визначаються по відомим теоріям. Доведено, що параметри воронки випуску, яка формується під “плаваючої” стелиною, залежать від дози випуску, фізико-механічних властивостей руди, питомого навантаження на обвалену руду від ПС та відвалу, коефіцієнту первинного розпушення та висоти обваленого шару. Отримані результати досліджень в лабораторних умовах відрізняються від теоретичних на 3-7%, що підтверджує достовірність виконаних теоретичних досліджень.

Випуск руди із системи випускних отворів показав, що застосування захисних виступів під нижньою площиною ПС дозволяє отримати високі показники виймання обваленої руди. Результати моделювання випуску приведені на рис.6.

Результати, отримані в лабораторних умовах при моделюванні на статичних моделях, підтверджуються повторенням у великій кількості проведених дослідів. Відмінність результатів у дослідах складає 3-5%.

У п'ятому розділі запропонована технологія відпрацювання запасів підземним способом під відвалами розкривних порід системою поверхового примусового обвалення з випуском руди під “плаваючою” стелиною для умов Ганнівського кар’єру ВАТ “ПівнГЗКа”. Також приведені результати дослідно-промислових випробувань елементів удосконаленої технології в умовах шахти “Гвардійська”.

Для відпрацювання балансових запасів під внутрішнім відвалом розкривних порід запропонована схема розкриву центральної частини Ганнівського кар'єру горизонтальними штольнями. Це дозволить підтримати виробничу потужність кар'єру при доробці цих запасів відкритим способом, а також забезпечити показники підземного видобутку руди, максимально наближені до рівня відкритих гірничих робіт.

Рис.6. Стадії випуску обваленої руди під “плаваючої” стелиною із захисними виступами: а, б, в, г, д, е - стадії випуску руди у процесі моделювання.

На основі проведених досліджень розроблений удосконалений варіант системи поверхового примусового обвалення з випуском руди під “плаваючої” стелиною, що відрізняється формуванням у верхній частині блоку ПС із захисними виступами, розташованими під нижньою її площиною, рис. 7. У порівнянні з традиційними запропонований варіант дозволяє підвищити ефективність відпрацювання запасів блоку, покращити показники виймання обваленої руди, а також зменшити питомі витрати підготовчо-нарізних виробок при відпрацюванні двох або більше поверхів під однією ПС.

Рис.7. Система поверхового обвалення руди з випуском руди під “пла-ваючою” стелиною: 1 - транспортна ви-робка; 2 - рудоперепуск-ний підняттєвий; 3, 4 - дос-тав-на виробка; 5 - на-ван-та-жу-валь-ні камери; 6 - тран-шей-на підсічка; 7 - вен-ти-ля-цій-ний під-нят-тєв-ий; 8 - ком-пен-саційна каме-ра; 9 - бу-ро-вий штрек; 10 - вен-ти-ля-ційна виробка; 11 - по-хи-лий з’їзд; 12 - збійка; 13 - ком-пен--са-цій-ні орти; 14 - від-різ-ний під-нят-тєвий; 15 - від-вал роз-кривних порід; 16 - “пла-ваюча” стелина; 17 - ви-пускний отвір (дучка); 18 - вентиляційні збійки.

Розрахунковий очікуваний річний економічний ефект від застосування комбінованого відкрито-підземного способу доробки запасів Ганнівського родовища із застосуванням на підземних гірничих роботах “плаваючої” стелини і потужної імпортної техніки складає 786,4 тис.грн.

Результати виконаних досліджень по відпрацюванню потужних покладів із випуском руди під “плаваючої” стелиною були випробувані на дослідній ділянці в осях 178-183 гор. 1032-1110 м ш. “Гвардійська”.

Фактичний економічний ефект від впровадження елементів технології склав 272,22 тис.грн.

Висновки

Дисертація є завершеною науково-дослідною роботою, у якій вперше на основі виконаних досліджень вирішене актуальне науково-практич-не завдання для гірничорудної промисловості при підземному видобутку залізних руд під відвалами розкривних порід за рахунок застосування “плаваючої” стелини із захисними виступами у нижній частині по її периметру, що дозволяє покращити показники виймання обваленої руди.

Основні наукові та практичні результати роботи полягають у наступному:

1.

2.

3.

4.

5.

6.

7.

Список опублікованих праць по темі дисертації

1.

2.

3.

4.

5.

6.

7.

8.

9.

10.

11.

12.

13.

Особистий внесок автора в роботи, опубліковані у співавторстві, полягає в наступному: [1, 4] - проведення лабораторних експериментів і обробка результатів досліджень; [2, 4] - встановлені фактори, які впливають на показники виймання руди при її випуску під “плаваючої” стелиною; [5, 7, 9] - запропонована технологія і обґрунтована доцільність відпрацювання запасів під внутрішніми відвалами розкривних порід; [6, 8, 12] - запропонована форма компенсаційної камери для підвищення стійкості “плаваючої” стелини у початковий період; [10] – встановлені типи навантажень, що можуть діяти на “плаваючу” стелину; [13] - запропонована конструкція “плаваючої” стелини із захисним виступом.

АНОТАЦІЯ

Письменний С.В. – Удосконалення технології підземної розробки крутоспадних родовищ в умовах відкрито-підземної відробки. – Рукопис.

Дисертація на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук за фахом 05.15.02 - Підземна розробка родовищ корисних копалин. - Криворізький технічний університет, Кривий Ріг, 2005 р.

Дисертаційна робота містить нове рішення актуальної науково-технічної і практичної задачі визначення втрат і засмічення руди, конструкції і параметрів “плаваючої” стелини, що забезпечують високі показники виймання при комбінованому відкрито-підземному відпрацюванні запасів під відвалами розкривних порід.

Отримано нові залежності зміни діаметра воронки випуску від різноманітних технологічних факторів, запропонована конструкція “плаваючої” стелини з захисними виступами по її периметру, що дозволяють знизити засмічення руди і підвищити стійкість ПС. Встановлено залежності зміни товщини ПС від діючого навантаження.

Ефективність отриманих результатів полягає в зниженні втрат і засмічення, а також у зменшенні собівартості видобутку руди в умовах комбінованого відкрито-підземного відпрацювання запасів під відвалами розкривних порід.

Ключові слова: комбінована відкрито-підземна розробка, відвал розкривних порід, воронка випуску, “плаваюча” стелина, навантаження, склепіння динамічної нестійкої рівноваги, захисний виступ, втрати, засмічення.

Аннотация

Письменный С.В. – Совершенствование технологии подземной разработки крутопадающих месторождений в условиях открыто-подземной отработки. – Рукопись.

Диссертация на соискание ученой степени кандидата технических наук по специальности 05.15.02 – Подземная разработка месторождений полезных ископаемых. – Криворожский технический университет, Кривой Рог, 2005 г.

Диссертационная работа содержит новое решение актуальной научно-технической и практической задачи определения потерь, засорения руды, конструкции и параметров “плавающей” потолочины (ПП), обеспечивающие высокие показатели извлечения при комбинированной открыто-подземной отработке запасов под отвалами вскрышных пород.

Получены новые зависимости изменения диаметра воронки выпуска под ПП от различных технологических факторов; предложена новая конструкция “плавающей” потолочины с защитными выступами в нижней плоскости по ее периметру, позволяющая снизить потери и засорение руды, а также повысить устойчивость ПП.

Доказано, что применение “плавающей” потолочины при отработке балансовых запасов действующего карьера под внутренним отвалом вскрышных пород подземным способом позволяет снизить потери и засорение обрушенной руды в 1,2-1,5 раза.

Установлено, что на ПП расположенную под отвалом вскрышных пород, могут действовать два типа нагрузок: равномерно распределенная, когда высота динамического свода больше высоты отвала Нотв < hсв; неравномерно распределенная, определяемая весом пород, заключенных в своде динамического неустойчивого равновесия Нотв > hсв. Когда на “плавающую” потолочину действует равномерно распределенная нагрузка, толщина ПП растет с увеличением глубины ведения горных работ с 8,7 до 17,1 м при пролете обнажения под ПП 40 м. При неравномерно распределенной (сводообразной формы) нагрузке ее толщина остается постоянной, равной 13 м и независящей от глубины ведения горных работ.

Предложены выражения для определения толщины “плавающей” потолочины с защитными выступами и без них, а также величины потерь руды в подземном блоке, при комбинированной открыто-подземной разработке месторождения.

Установлено, что наличие защитных выступов под нижней плоскостью “плавающей” потолочины по ее периметру позволяет предотвратить выход воронки выпуска за ее границы, в результате чего снижается засорение руды в 1,2-1,5 раза. Кроме того, защитные выступы позволяют уменьшить запас руды в ПП на 15-20%, а также повысить ее устойчивость в 1,5-2,0 раза.

Проведенными экспериментами в лабораторных условиях подтверждено, что в обрушенных породах эллипсоиды разрыхления и выпуска формируются по известным теориям. Подтверждено, что параметры воронки выпуска, формируемой под “плавающей” потолочиной, зависят от дозы выпуска, физико-механических свойств обрушенной руды, удельной нагрузки и размеров ПП. Полученные результаты в лабораторных условиях отличаются от теоретических исследований на 3-7%, что подтверждает их достоверность.

На основе проведенных исследований разработан усовершенствованный вариант системы этажного принудительного обрушения руды и налегающих пород и выпуском руды под “плавающей” потолочиной, отличающийся формированием в верхней части блока ПП с защитными выступами по ее периметру.

По сравнению с традиционными системами разработки, предложенный вариант позволяет уменьшить удельный расход подготовительно-нарезных выработок, увеличить производительность труда, а также снизить засорение добытой рудной массы и себестоимость добычи.

Элементы новой технологии были испытаны при отработке блока в осях 178-183 гор.  м на ш. “Гвардейская” ОАО “КЖРК”. При отработке блока: удельный расход подготовительно-нарезных выработок уменьшился с 4,5 до 4,1 м/т.т, содержание железа в добытой рудной массе увеличилось с 57 до 59%. Экономический эффект от внедрения данной технологии составил 272,22 тыс.грн.

По результатам выполненных исследований опубликовано 13 работ, в том числе получено 2 патента Украины.

Ключевые слова: комбинированная открыто-подземная разработка, отвал вскрышных пород, воронка выпуска, “плавающая” потолочина, равномерно распределенная нагрузка, свод динамического неустойчивого равновесия, защитный выступ, потери, засорение.

Abstracts

Pysmennyi S. V. Improvement of deep deposit underground mining technology for combined surface and underground mining. -Typescript.

Thesis for Candidate of Technical Sciences Degree in specialty 05.15.02 – Underground Mining of Mineral Deposits.-Kryvyi Rih Technical University, Kryvyi Rih,-2005.

The thesis deals with new approaches to current scientific and, technical and practical tasks of determining of losses and dilution, constructions and parameters of “floating” pillars (FP) that provide high indices of extraction when combined surface and underground mining of reserves under overburden dumps.

Output cone diameter changes are proved to depend on diverse technological factors. The proposed construction of a “floating” pillar with protective ledges along its perimeter enables ore dilution reduction and FP integrity increase. FP thickness changes are determined to depend on the operating load.

Efficiency of obtained results lies in loss and dilution reduction as well as in reduction of net costs for ore mining when combined surface and underground mining of reserves under overburden dumps.

Keywords: combined surface and underground mining, overburden dump, output cone, floating pillar, load, unstable balance arc, protective ledge, losses, dilution