Содержание к диссертации
Введение
1. Состояние вопроса, цель и задачи исследований.. 12
1.1. Отечественный и зарубежный опыт подземной разработки золоторудных наклоннозалегающих жил малой мощности 12
1.2. Анализ исследований по совершенствованию технологий разработки наклоннозалегающих жил малой мощности 16
1.3.Геомеханические процессы горных пород и обоснование параметров систем разработки 19
1 4 Горногеологические особенности Ирокиндинского месторож дения и анализ применяемых технологий выемки наклоннозале гающих жил 25
1.5.Цель и задачи исследований 30
2. Изыскание эффективных методов управления геомеханическими процессами и обоснование рациональных параметров конструктивных элементов систем разработки с учетом горно геологических факторов 32
2.1. Обоснование устойчивости обнажений кровли в зависимости от геологических условий 32
2.1.1 Анализ влияния геологических условий на устойчивость обнаженной кровли очистного пространства 32
2.1.2 Классификация состояний кровли по степени устойчивости обнажений 44
2.2. Исследование напряженно-деформированного состояния горного массива, целиков, обнажений кровли 47
2.2.1. Определение первоначального напряженного состояния горного массива инструментальными измерениями в шахте 47
2.2.2. Математическое моделирование напряженно-деформированного состояния опорных целиков и обнажений кровли при отработке жил 55
2.3. Методы управления геомеханическими процессами 59
2.3.1. Обоснование параметров устойчивых обнажений кровли камер 60
2.3.2. Обоснование параметров крепления очистных камер... 64
2.3.3. Локализация подземных пустот 68
Выводы 72
3. Исследование показателей качества извлечения полезного ископаемого из недр при традиционных технологиях отработки маломощных жилнаклонного залегания 74
3.1 Теоретические основы изучения взаимосвязи показателей качества извлечения полезного компонента из недр с уровнем потерь и разубоживания руды 74
3.2 Потери и разубоживание руды при выполнении основных процессов ее добычи 80
3.2.1 Морфология рудных тел и распределение в них металла... 80
3.2.2. Потери руды и металла и их анализ 84
3.2.3. Разубоживание руды, его виды и зависимость от состояния вмещающих пород 91
3.2.4. Характеристика потерь и разубоживания при последовательном погашении запасов в блоке 2 Q-3 91
3.3. Оценка показателей полноты и качества извлечения полезного ископаемого из недр и возможностей их повышения 94
Выводы 99
4. Обоснование эффективной технологии подземной разработки маломощных золоторудных жил на клонного залегания 101
4.1. Научно-методическое обоснование основных направлений по созданию эффективной технологии 101
4.1.1.Совершенствование процессов очистной выемки 102
4.1.2. Безопасная и эффективная выемка целиков 119
4.1.3. Разработка рудных тел наклонными уступами широким забоем по простиранию с креплением очистного пространства, локализацией пустот и элементами селективной выемки 128
4.2. Результаты реализации новой эффективной технологии отработки запасов в блоках в условиях рудника «Ирокинда» и экономическая эффективность рекомендаций 137
Выводы 142
Заключение 144
Список использованных источников 146
Приложения 154
- Анализ исследований по совершенствованию технологий разработки наклоннозалегающих жил малой мощности
- Исследование напряженно-деформированного состояния горного массива, целиков, обнажений кровли
- Потери и разубоживание руды при выполнении основных процессов ее добычи
- Результаты реализации новой эффективной технологии отработки запасов в блоках в условиях рудника «Ирокинда» и экономическая эффективность рекомендаций
Введение к работе
При отработке тонких и маломощных жил добывается около 40 % руды подземным способом и более половины всего драгметалла в странах СНГ. При этом доля отработки наклонных жил составляет 18 %. Традиционные технологии выемки жил характеризуются низкой производительностью труда (1.80-2.43 т.руды/чел.смену), большими потерями руды и металла (до 15 %) при высоком уровне разубоживания (до 40-75 %).
Золоторудные жильные месторождения малой мощности имеют ряд особенностей: сложное геологическое строение и тектоническая нарушен-ность, крайне неравномерное распределение запасов в недрах, ограниченные размеры очистного пространства, многообразие условий по устойчивости руд и вмещающих пород. На устойчивость горных пород влияют физико-механические свойства руды и вмещающих пород, изменчивость формы рельефа кровли, угол наклона жилы, тектоническая нарушенность, наличие многолетней мерзлоты и др. Все это дополнительно осложняет отработку месторождений полезных ископаемых.
Совершенствования технологии выемки наклонных жил малой мощности направлены, в основном, на уменьшение объемов оставляемых целиков, уменьшение затрат на крепление и поддержание выработанного пространства. При совершенствовании существующих технологий не всегда обосновываются устойчивые размеры целиков и обнажений камер, параметры крепления и другие конструктивные элементы систем разработки, что затрудняет их более широкое применение.
Поэтому вопросы изыскания эффективных и безопасных технологий разработки золоторудных наклоннозалегающих маломощных жил являются актуальными и не теряют своей значимости.
Цель диссертационной работы - обоснование эффективного способа подземной разработки золоторудных наклонных жил малой мощности в условиях многолетней мерзлоты, обеспечивающего безопасность работ при рациональном использовании недр.
Основная идея работы заключается в отработке маломощных жил золоторудных месторождений наклонными уступами широким забоем с креплением очистного пространства и локализацией образующихся пустот при
соблюдении дополнительных технологических требований, связанных с разработкой наклонной залежи в условиях многолетней мерзлоты. Цель работы обусловила следующие задачи исследований:
1. Обзор и анализ отечественного и зарубежного опыта подземной раз
работки золоторудных наклоннозалегающих маломощных жил, в том числе
особенностей существующей геотехнологии Ирокиндинского месторожде
ния.
Изыскание эффективных методов управления геомеханическими процессами и обоснование рациональных параметров конструктивных элементов систем разработки с учетом горно-геологических факторов.
Исследование механизма образования сверхнормативных потерь и разубоживания руды в процессе ее добычи и возможности их существенного сокращения на основе совершенствования процессов очистной выемки и систем разработки.
Совершенствование систем разработки и технологий выемки руды на основе применения специальных средств механизации очистной выемки, отвечающих условиям отработки наклоннозалегающих маломощных жил.
Обоснование и разработка безопасных технологий погашения опорных целиков.
Разработка и обоснование эффективных технологий отработки маломощных жил наклонного падения в условиях многолетнемерзлых пород.
Обоснование способов локализации образующихся пустот.
Промышленная проверка научных и технических разработок и внедрение результатов исследований в производство.
Предмет исследований - сложноструктурное рудное поле Ирокиндинского месторождения ОАО «Бурятзолото».
Методы исследований. В работе применен комплекс исследований, включающий: научный анализ и обобщение опыта; графо-аналитические исследования структурной организации элементов тектоники; лабораторные исследования напряженно-деформированного состояния горных выработок и целиков с применением математического моделирования; промышленные эксперименты по исследованию напряженно-деформированного состояния массива и конструктивных элементов систем разработки; проектно-конструкторские изыскания по созданию эффективных вариантов систем раз-
работки; опытно-промышленная их проверка и технико-экономическое обоснование эффективности.
Научные положения, выносимые на защиту:
В условиях многолетней мерзлоты, вмещающие породы представляют собой однородную среднеустойчивую упругую среду, сцементированную влагой с отдельными участками расслоения, что позволяет применять сплошную систему отработки запасов без оставления целиков, а также проводить погашение опорных целиков ранее отработанных блоков обратным ходом с анкерным или стоечным креплением зон рассланцевания при локализации пустот.
При анализе потерь полезного ископаемого, которые в условиях разработки маломощных наклоннозалегающих жил в многолетнемерзом массиве пород могут достигать 15 %, следует учитывать дополнительные потери рудной мелочи в местах искусственной «наморозки». Снижение их общего уровня до 1-3 % возможно за счет применения специально разработанной технологии.
Технология разработки маломощных жил в многолетнемерзлых породах должна включать отработку залежи по простиранию наклонными уступами широким забоем, контурное взрывание с заградительными экранами, применение передвижной буровой машины и скреперной доставки, механизированную вакуумную зачистку руды в смеси с антисерзаемыми реагентами, крепление призабойного пространства и локализацию образующихся пустот, благодаря чему обеспечивается существенное улучшение условий труда и снижение потерь полезного ископаемого в недрах.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обуславливается соответствием физических и математических моделей реальному состоянию массива горных пород, подтвержденному сходимостью результатов, длительными лабораторными, аналитическими и натурными исследованиями, положительной апробацией разработанных технических решений и их внедрением в производство.
Научная новизна работы состоит в: анализе потерь полезного ископаемого, характера их распределения и выявлении причин разубоживания, включая потери рудной мелочи в почве очистных камер и скреперных дорожках в результате «наморозки» руды;
классификации устойчивости обнажений горного массива по геологическим факторам: рельефу кровли, условиям залегания жилы, трещиновато-сти, сланцеватости и прочности пород, температуры массива.
обосновании параметров устойчивости пролетов камер и способов крепления призабойного пространства при отработке жил широкими заходка-ми без оставления охранных целиков и локализации отработанных пустот;
новом подходе к комбинации применения различных видов крепления призабойного пространства в зонах рассланцевания пород, обеспечивающих безопасные условия погашения целиков и отработки жил в условиях многолетней мерзлоты;
обосновании шага зачистки руды с учетом ее отбойки наклонными уступами и применения заградительного экрана, вакуумной технологии и реагентов, препятствующих смерзанию руды;
обосновании проведения подготовительных горнопроходческих работ штреком с рудными карманами, исключающими (полностью или частично) надштрековые и подштрековые целики;
применении селективной выемки тонких жил при сплошной отработке запасов этажа с оставлением пустых пород в зонах локализации пустот;
разработке новой технологии выемки маломощных многолетнемерзлых золотосодержащих жил наклонного падения, обеспечивающей более благоприятные условия ведения работ при существенном снижении уровня потерь полезного ископаемого в недрах;
широкой апробации выдвигаемых научных положений и разработанных технических решений в лабораторных и производственных условиях, подтверждающих выявленные закономерности.
Практическая ценность работы заключается:
в разработке технологии погашения опорных целиков при обеспечении безопасности работ и существенном снижении уровня потерь полезного ископаемого в недрах;
в обосновании эффективной системы разработки маломощных жил наклонными уступами в широком забое с креплением очистного пространства при периодической локализации образующихся пустот;
в разработке технологии подземной отработки золотосодержащих жил, учитывающей специфику ведения работ в условиях многолетнемерзлого массива с наклонным залеганием рудного тела;
в обосновании способа поддержания зон рассланцевания пород стоечной
и анкерной крепью, включая гидростойки, устойчивые к взрывной волне.
На основе выполненных исследований разработаны методические и нормативные документы, рекомендованные для практического применения Бурятским межрегиональным управлением по технологическому и экологическому надзору:
расчета параметров крепления кровли гидравлическими стойками при отработке целиков;
расчета параметров крепления кровли взрывозащитными гидростойками и сталеполимерной анкерной крепью;
методам локализации выработанного пространства;
создания изолирующих бутовых полос.
Реализация результатов работы
Все решения и технические разработки прошли успешные промышленные испытания в условиях Ирокиндинского месторождения с положительным экономическим эффектом. Новая технология отработки маломощных наклоннозалегающих жил в условиях многолетнемерзлых пород принята в качестве основной при отработке рудного поля названного месторождения в силу ее технических и экономических преимуществ по сравнению с существующей системой разработки.
Апробация работы. Основные положения работы докладывались и обсуждались на научно-технических конференциях горного факультета (г. Иркутск, 2003-2006 гг); на технических совещаниях в ОАО «Бурятзолото» (Улан-Удэ, 2003-2006 гг.); на научно-технической конференции «День горняка» (Москва, МГТТИ, 2006 г.); на международной конференции «Игошин-ские чтения» (Иркутск, 2005 г.).
Личный вклад автора диссертации заключается: в анализе и обобщении литературных источников и технической документации по вопросу отработки тонких и маломощных жил наклонного залегания; в выявлении и анализе причин потерь полезного ископаемого в недрах; в постановке исследований и обобщении результатов по оценке устойчивости обнажений горных пород и обосновании методов управления горным давлением; в разработке технологии погашения опорных целиков и более эффективных способов отработки маломощных жил; в обосновании способа и технологии проведения горных работ и непосредственном участии в реализации всех технических решений и
разработок в производство; в подготовке методической и нормативной документации по принципиальным вопросам погашения целиков и разработки маломощных жил, рекомендованных к реализации Бурятским межрегиональным управлением по технологическому и экологическому надзору.
Публикации. По теме диссертации опубликовано 7 печатных работ в технических журналах, сборниках научных трудов и тезисах докладов конференций, включая реферируемые издания, в которых отражена суть научных положёнйй,"выносимых на защиту.
Объем и структура диссертации. Диссертационная работа состоит из введения, четырех разделов, заключения, изложена на 153 страницах машинописного текста, содержит 57 рисунков, 13 таблиц, список использованных источников из 84 наименований, и приложения на 19 страницах.
Автор бесконечно признателен своему научному руководителю заслуженному деятелю наук Республики Бурятия, доктору технических наук, профессору Ляхову Алексею Ивановичу и научному консультанту - заслуженному работнику ВШ РФ, заслуженному деятелю наук Республики Бурятия доктору технических наук, профессору Махно Дмитрию Евсеевичу за полезные и своевременные советы. Автор глубоко благодарен специалистам ОАО «Бурятзолото» и рудника Ирокинда, преподавателям кафедр разработки месторождений полезных ископаемых и геологической съемки, поисков и разведки (ИрГТУ) за содействие в проведении лабораторных и промышленных экспериментов.
1. СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА, ЦЕЛЬ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ
Анализ исследований по совершенствованию технологий разработки наклоннозалегающих жил малой мощности
В решение проблемы совершенствования технологий разработки жил значительный вклад внесли ученые: Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А., Богданов Г.И., Галченко Ю.П., Зайцев Б.М., Каплунов Р.П., Коробейников П.Г., Лобанов Д.П., Ляхов А.И., Малахов Г.М., Мансуров Л.А., На-зарчик А.Ф., Олейников И.А., Рафиенко Д.И., Цихоня М.Л. и др. [1,2,25,30,44,48,58,72,31 и др.].
В 60-х годах XX века Мансуров Л.А. [25] разработал вариант системы разработки с выемкой пород по восстанию и обрушением кровли. Выработанное пространство погашается обрушением пород кровли. Однако при этой системе сохраняются затраты на крепление очистного пространства стойками и дополнительно увеличиваются затраты на взрывные работы при обрушении кровли.
Разработан вариант выемки смежных полос руды по восстанию жилы с направленным отбросом рудной мелочи взрывом в аккумулирующий восстающий [25]. К недостаткам предложенной системы относится повышенный объем подготовительных работ за счет увеличения количества восстающих. Сохраняется большой объем крепежных работ и скреперная доставка руды. Крайне осложнена зачистка руды в почве из-за опасности заколов в очистном пространстве.
Предложен вариант системы разработки с выемкой наклонных полос руды (15-55) с направленным отбросом рудной массы к скреперным или конвейерным дорожкам. При этой системе также имеет место большой объем горно-подготовительных работ. Поддержание выработок производится деревянными стойками. Большой объем скреперной или конвейерной доставки.
При использовании последних двух вариантов не оставляются внутри-блоковые и барьерные целики, что значительно снижает потери. Однако происходит накопление подземных пустот, которые могут стать опасными по проявлениям внезапных обрушений.
В последние годы совершенствуется сплошная система разработки с выемкой по простиранию (Томилов В.Д., Зайцев Б.М., Цихоня М.Л.) [72]. На Токурском руднике внедрена сплошная система с наклонным забоем и нисходящей выемкой взамен восходящей выемки, отличающаяся большими потерями руды. Это позволило увеличить запасы камер с 74 до 81 %, повысить интенсивность очистной выемки на 5-20%, сократить потери, уменьшить почти вдвое расход лесоматериалов, на 28,8 % увеличить производительность забойных рабочих.
При неустойчивых обнажениях висячего блока и пологом залегании на отдельных рудниках получила распространение камерно-столбовая система разработки. Для этой системы характерны огромные потери ценной руды в целиках и высокое разубоживание за счет прирезки вмещающих пород (до 40-60 %). Институтом Иргиредмет эта система усовершенствована на Ан-гренском руднике. Разработан и внедрен вариант камерно-столбовой системы разработки с увеличенным пролетом очистных камер и вариант системы с раздельной выемкой руды. Предложены эффективные системы разработки камерами с последующей закладкой твердеющей смесью и камерно-столбовая с использованием временной пневмобаллонной крепи.
Иркутский государственный технический университет в 2003 г. (Драб-чук Ю.В., Томашев Г.С.) выполнили исследования по изысканию инженерных рекомендаций при отработке наклоннозалегающих жил Кедровского месторождения. Предложено крепление очистного пространства производить распорными стойками, кустами стоек за счет оставления межленточных целиков. Для поддержания откаточных горизонтов оставляются временные надштрековые и подштрековые целики мощностью не менее 3 м по падению жилы. Для поддержания восстающих, подэтажных штреков формируются временные целики, размерами 2-3x3-4 м. Положительным моментом является то, что предложено не оставлять внутриблоковые целики. Однако большое количество руды остается в охранных целиках, в восстающих, надштрековых и подштрековых целиках. Из работы не ясна технология выемки оставляемых целиков, вопросы погашения накапливаемых подземных пустот.
А.И. Ляхов [37-44] заострил вопросы необходимости более тщательной зачистки руды в почве очистного пространства. По данным исследований на Средне-Голготайском руднике в почве камер остается до 8.1% от количества отбитой руды с повышенным средним содержанием (до 16,1 г/т) за счет высвобождения металла при мелком дроблении руды и его гравитационном осаждении в неровностях и трещинах почвы. Установлено, что наибольшее количество теряемого металла расположено на скреперных дорожках. Он предложил применять на скреперных дорожках специальные настилы и рациональное сечение скреперной выработки.
Институт горного дела Севера (Необутов Г.П., Шкулев СП., Зубков В.П.) [49] на руднике Бадран разработал и внедрил технологию добычи наклонных залежей с льдопородной закладкой. Преимущества системы заключаются в том, что снижаются потери руды в целиках, погашаются подземные пустоты. Используется фактор многолетней мерзлоты при создании льдопо-родных целиков. При этой системе разработки возведение целиков требует длительного времени. Эту систему весьма затруднительно применить при отработке жил малой мощности из-за ограниченности выемочного пространства.
В 60-х годах XX века Агошков М.И., Паисов И.В., Шукюров Р.И., По-ладко Е.П., Хореев В.А., РафиенкоД.И., Шелест Л.А., Жердев Ф.Г., Мамсуров Л.А., Лобанов Д.П., Позняков С.Я., Мамедов Ш.Н., Мухтаров Г.Г. [25] разрабатывали вопросы применения для отбойки руды шпуров малого диаметра с усиленными ВВ. Исследования Мамсурова Л.А. на жильных месторождениях, проведенные в различных горно-геологических условиях (более 6000 пог.м шпуров), показали, что изменение диаметра коронки с 46-44 до 30-32 мм увеличивает скорость бурения в крепких породах в 1.7-2.5 раза.
Переход на шпуры уменьшенного диаметра: 28,30,32 мм и ВВ типа де-тонит 15 АН позволяет в 1.5-2.5 раза увеличить производительность труда бурильщика и на 10-15 % снизить уровень разубоживания руды. Однако, использование шпуров малого диаметра в настоящее время не получило развития. Современные предприятия используют, в основном, шпуры диаметром 42-43 мм.
На основании изложенного можно сделать следующие выводы. 1. Совершенствования технологии выемки наклонных жил малой мощности направлены, в основном, на уменьшение объемов оставляемых целиков, уменьшение трудоемкости крепления и снижение затрат на поддержание выработанного пространства. 2. При совершенствовании технологий не обосновываются устойчивые размеры целиков и обнажений камер, параметры крепления и другие конструктивные элементы систем разработки, что затрудняет их использование. 3. Повышение извлечения металла из недр обеспечивается уменьшением объема целиков и зачисткой почвы выработанного пространства. При этом не рассматриваются механизированные способы зачистки скреперных дорожек и почвы эксплуатационных блоков. 4. Для повышения производительности забойных рабочих разрабатываются методы использования для отбойки руды шпуров малого диаметра. Однако, эти работы не находят широкого применения, причиной этого является отсутствие в отечественной промышленности патронированных взрывчатых веществ малого диаметра и качественных шпуровых коронок и штанг.
Исследование напряженно-деформированного состояния горного массива, целиков, обнажений кровли
Измерение напряжений горных пород производились методом щелевой разгрузки по методике Института горного дела УрОРАНРФ[16]. Оценка действующего напряжения в элементе массива производилась путем изменения его напряженного состояния проходкой щели и измерения при этом соответствующих реакций в виде деформаций распорных реперов, установленных перпендикулярно этой щели (рис.2.9). Шпуры, под распорные репера бурились перфораторами. Репера устанавливались на цементно где UAB - деформация участка АВ после образования щели, см; Е -модуль упругости массива горных пород, МПа; R - половина длины щели, см; L - расстояние между центрами отверстий для установки реперов, см; к±(±)ср кц(і[)сР - средние значения коэффициентов концентрации напряжений на участках ОА и ОВ длиной 0,5 в направлениях соответственно перпендикулярно и параллельно щели; ц - коэффициент Пуассона. Для измерения напряжений выбираются участки в двух взаимно перпендикулярных выработках с монолитным слаботрещиноватым строением (рис. 2.10). Как правило, на штреке измерялись напряжения, действующие по простиранию рудного тела а пр (вертикальные разгрузочные щели) и вертикальные 7д (горизонтальные разгрузочные щели). На квершлаге измерялись напряжения, действующие вкрест простирания рудного тела сг п (вертикальные разгрузочные щели) и вертикальные сг (горизонтальные разгрузочные щели). Напряжения в массиве горных пород св (вертикальные), опр (продольные) и сп (поперечные) вычислялись по формулам: где aiu,Giup,af\am - напряжения в і -той . точке, МПа; КП,КВ{ПР),КПР,КВ(П) - коэффициенты концентрации напряжений; аВСр среднее значение вертикальных напряжений массива горных пород, МПа; О ВСР - среднее значение вертикальных напряжений, измеренных на стенке квершлага, МПа; (Р?ВСР - среднее значение вертикальных напряжений, измеренных на стенке штрека, МПа. Значения Кфр) и Кф) при выбранном варианте щелевой разгрузки равны 2,2. Значения Кп и Кпр составляют 0,85. Значение tqf критерия для различных доверительных вероятностей в зависимости от числа степеней свободы / (числа единичных определений напряжении), принималось по известным методикам математической статистики.
После непосредственных измерений разгрузочные щели служили наблюдательной станцией за напряжениями горных пород, изменяющихся во времени в процессе ведения горных работ. Приращение напряжений можно вычислить по формуле: где Доі - приращение напряжения, направленного перпендикулярно разгрузочной щели, МПа; AUAB - приращение деформации реперов АВ, см. Абсолютную величину напряжений можно вычислить из выражения: где аабс. - абсолютная величина напряжений на период измерений, МПа; аизм. - величина измеренных напряжений перед закладкой станции, МПа. Периодичность измерений-1 раз в месяц. Результаты измерений. Определение напряжений в горном массиве производились на квершлаге 1, штреке 3, штреке 4 жилы № 35. Глубина разработки составила 250 м. Всего проведено 22 измерения в 22 разрузочных щелях (рис. 2.11). Шпуры для установки распорных реперов бурились электроперфоратором глубиной 50 мм, диаметром 12 мм. Репера бетонировались. Разгрузочные щели пропиливались алмазной пилой шириной 3 мм, длиной 200 мм, глубиной 50-60 мм. Результаты определения напряжений на стенках штреков и квершлага приведены в таблице 2.3.
Потери и разубоживание руды при выполнении основных процессов ее добычи
Морфология рудных тел и характер распределение металла в этих рудных телах являются ключевыми геологическими факторами, непосредственно влияющими на показатели извлечения полезного ископаемого из недр. Следует отметить, этифакторы для основных промышленных рудных тел Ирокиндин-ского месторождения являются относительно устойчивыми. На примере опытного блока 2 С1-3 жилы Центральная Тулуинская, который является характерным для рудника в целом, можно оценить степень изменчивости мощности и сквозных (по мощности) средних содержаний металла (рис.3.1 и 3.2). Можно проследить динамику изменения балансовых запасов в зависимости от повышения степени их изученности, поскольку она является хорошим показателем влияния изменчивости рассматриваемых параметров на оценку запасов в рудном теле при проведении последовательной подготовки их к выемке (табл. 3.1).
Исходная характеристика утверждённых запасов в блоке составлена по результатам разведки жилы стандартной сетью с элементарной ячейкой, равной эксплуатационному блоку 50x50 м, и опробованием, выполненном по периметру блока. В результате проведения эксплуатационной разведки (проходка и опробование подэтажного штрека) блок был разделён на две равные половины. Опробование по штреку позволило уточнить качественную и количественную характеристику запасов. Затем в процессе проведения эксплоопробования при погашении запасов были получены ещё более точные характеристики, которые
Как видно, в данном блоке, по мере повышения равномерности и плотности сети опробования, запасы несколько увеличивались с некоторым повышением качества руды, но величина изменения средних величин основных параметров (мощность жилы и содержание металла) не вышли за пределы точности оценки запасов по категориям А, В, Q. Очевидно, это связано с тем, что пространственное распределение содержаний золота в сквозных рудных пересечениях является относительно однородным, хотя характеризуется высокой контрастностью. Плавно и равномерно меняется мощность рудного тела (см. рис.3.1, 3.2).
По данным эксплуатационного опробования истинные оценочные показатели по блоку были следующими. Общая площадь блока на начало его отработки составляла 3902 м , мощность промышленной части рудной жилы была равна 1,1 м, среднее содержание золота в жиле, рассчитанное как среднее арифметическое из общего количества эксплуатационных проб (356 штук), оказалось равным 36,8 г/т, объёмная масса руды определена как 2.63 т/м , а вмещающих пород - 2,7 т/м . Таким образом, балансовые запасы руды могут быть определены: руда 3902x1,1x2,63 = 11288 т., металл 11288x36,8= 415,42 кг.
Базовые представления о потерях руды при выемке запасов приведены в разделе 3.1. Там же дана теоретическая характеристика взаимосвязи потерь с основными показателями полноты извлечения полезного ископаемого из недр. Из данных этого раздела следует, что потери запасов руды и металла, для условий Ирокиндинского рудника, можно расклассифицировать следующим образом: потери балансовых запасов, не отделённых от массива т.е. оставленных по разным причинам в целиках (АБПц), в том числе как участки блока с забалансовым содержанием металла; потери балансовых запасов, отделенных от массива, т.е. в отбитой рудной массе, как правило, в форме рудной мелочи (АБПо )
В первом классе потерь обозначены также так называемые «скрытые» потери металла в забалансовых участках, которые выконтуриваются по данным экс-плоопробования в ходе отработки запасов по причине низких содержаний металла в руде или малой мощности жилы, хотя, в целом, по всей площади отработанные запасы блока классифицированы как балансовые. То есть присутствует «скрытая» выборочная отработка. Эти участки остаются обычно в виде «забалансовых целиков», которые не всегда будут таковыми. Это хорошо иллюстрирует план эксплоопробования по блоку 2 С1-3 (см. рис.3.1; 3.2), где видно, что рядом с единичными пробами, показавшими относительно низкие и даже непромышленные содержания всегда находятся пробы с высокими содержаниями металла. Поэтому целик, оставленный по ориентировке на данную единичную пробу, в большинстве случаев будет содержать балансовую руду. Количество балансовой руды в таких «ложно забалансовых» целиках среди оставленных в блоке условно можно принять 9% от общего количества теряемой руды в оставленных целиках на первом этапе погашения запасов в блоке в условиях применения традиционной камерно-столбовой комбинированной системы разтработки.
Итак, реально существующие потери руды и металла при отработке рудных тел в условиях рудника «Ирокинда» - это приконтурные потери в основном в подошве рудных тел, потери в целиках и потери в рудной мелочи, которая остаётся в полотне очистного пространства (рис.3.3; 3.4).
Первые две разновидности, как правило, находятся под контролем технологов, и их величина нормируется в зависимости от конкретных условий и соответственно контролируется. В меньшей степени поддаются контролю потери полезных ископаемых в рудной мелочи, которая в большинстве случаев не извлекается.
Согласно существующим на руднике нормативам мощность слоя теряемой рудной мелочи на почве блока принимается 0,015 м. На 1м площади приходится в среднем 0,0255 т рудной мелочи. Однако фактически толщина слоя будет намного больше за счёт неравномерных её скоплений в западинах почвы блока, по бокам скреперных дорожек, у деревянных бордюров, около крепёжных стоек, у подножья целиков, в намороженных корках на ровных поверхностях почвы блока и т.п. (см. рис. 3.4). Расчёт баланса добываемой и теряемой руды в виде рудной мелочи показывает, что толщина такого слоя, особенно на неровной поверхности блока может составить 7 см. В этом случае в среднем на 1м площади будет сосредоточено 0,12 т рудной мелочи.
Результаты реализации новой эффективной технологии отработки запасов в блоках в условиях рудника «Ирокинда» и экономическая эффективность рекомендаций
В 2006 году были проведены промышленные испытания предлагаемых технологий выемки запасов в условиях рудника «Ирокинда». На жиле «Центрально-Тулуинская» проводились работы по выемке целиков с устройством бутовой полосы в блоках 1-С1, 2-С1, 3-С1, 4-С1(рис.4.30). Производственные испытания системы разработки наклонными уступами «широким» забоем по,простиранию с креплением очистного пространства, локализацией пустот и элементами селективной выемки проводились в блоках 24-С1-9, 14 жилы 35 (рис.4.31). В процессе работ по добыче руды и выемке целиков проводились работы по совершенствованию процессов очистной выемки. Проведены опытные взрывания с применением зарядов мягкого взрывания диаметром 22 мм, рассредоточенными зарядами с использованием аммонита №6 ЖВ диаметром 32 мм. Взрывания производились при выемке целиков. Диаметр шпуров при использовании ЗМВ - 28 мм, при использовании рассредоточенных зарядов - 40-г43 мм. (Приложение 2 и 3) По результатам взрывания установлено и доказано: снижение удельного расхода до 0,6-0,8 кг/м3; снижение разлета горной массы; повышение размера кондиционного куска; сохранение целостности кровли и почвы. (Приложение 1)
Бурение шпуров производилось при помощи буровой установки УПБ-1ВД, с перфоратором ПП-63В, шпурами диаметром 40-43 мм, глубиной до двух метров в блоках 24-С1-9, 24-С1-14, жила № 35. (Приложение 5) Буровзрывные работы велись наклонным уступом широким забоем по простиранию. Наклон уступа - не более 6, что уменьшило разброс взорванной руды. Расположение шпуров по забою - сдвоенное, параллельное с возможностью отбоя на свободную плоскость обнажения наклонного уступа.
В результате применения буровой установки достигнуто: увеличение КИШ до 0,98; снижение удельного расхода ВВ до 1.6 кг/т; уменьшение зоны разлета кусков и максимальное использование взрыводоставки при механизации процесса бурения шпуров; снижение контакта бурильщика с перфоратором; повышение производительности на 20% по сравнению с бурением ручными перфораторами; увеличение времени производства буровых работ в течение смены; исключение пилообразного подрыва подошвы и, соответственно, уменьшение потерь металла в почве блока.(Приложения 1,2,3)
При ведении очистных работ широким забоем по простиранию с устройством ограждающего экрана, отбиваемая руда за счет силы взрыва располагается компактно на штреке скреперования. В результате снижается время на скреперование в блоке и повышается производительность труда. Для предотвращения смерзания отбитой руды при бурении использовалась вода с добавлением поваренной соли (NaCl) из расчета 100-150 грамм на литр воды в зависимости от показателей температуры пород в блоках. В результате этого отбитая руда не смерзается, что положительным образом сказывается на снижении потерь и повышении производительности в процессе доставки руды и ее зачистке.
Зачистка лежачего блока от рудной мелочи производилась с использованием вакуумной установки Trans Vac 55 и частично вручную с помощью скребков и щеток-сметок. (Приложение 4,5,8) Применяемая технология позволяет извлекать рудную мелочь из трещин и ямок, что приводит к повышению извлечения металла из недр. Для поддержания кровли очистного пространства применялась многоразовая взрывозащищенная гидравлическая крепь ELBROC OMNI 80, сталеполимерная анкерная крепь (СПАК), а также сочетание этих видов крепей с полимерной сеткой и деревом.
При отработке блоков 24-С1-9, 24-С1-14 сетка крепления гидравлическими стойками, в зависимости от устойчивости вмещающих пород, соста-вила 2x3, 3x4 м . Отработка блоков производилась без оставления внутри-блоковых целиков, (см. рис. 4.30). После отработки и зачистки части блока производилась локализация отработанной части. После крепления деревянными стойками по периметру зоны подлежащей локализации, производилось снятие гидростоек, в местах ослабления кровли устанавливались одиночные деревянные стойки. СПАК устанавливалась при мощности жилы более двух метров, а также в местах перехода штрека скреперования в очистное пространство. Сетка крепления составляет 1,5 м xl,5 м , 2,0 м х 2,0 м. В местах высокой трещиноватости пород кровли - СПАК в комбинации с полимерной сеткой.
В отличие от применявшегося железобетонного анкерного крепления установка СПАК отличается простотой и высокой скоростью закрепления анкера в шпуре. Применение данных видов крепления позволяет в условиях многолетней мерзлоты обеспечивать поддержание кровли очистного пространства при любых параметрах жил малой мощности и удержать от обрушения ложную кровлю без оставления целиков.
На жиле Центрально-Тулуинская производилась выемка внутриблоко-вых, надштрековых, подштрековых целиков с локализацией отработанного очистного пространства между горизонтами возведением бутовой полосы. Выемка целиков велась в блоках: №1-С1; №2- С1- 2,3,4,5; №3 - С1-№1,2,3,4,5,6; №4- С1-1,2,3,4,5,6,7. Полублок из условий оптимальной и производительной доставки руды по падению делился на три части, разграниченные скреперными дорожками. Каждая часть в свою очередь также делилась на три зоны: отбойки, зачистки и локализации отработанного пространства. Отработка целиков производилась сверху вниз щадящим методом взрывания с использованием ЗМВ и рассредоточенных зарядов. До производства буровзрывных работ вокруг целика, вплотную устанавливались взрывоза-щищенные гидравлические стойки, количество которых определялось из условий состояния кровли. При наличии ложной кровли дополнительно устанавливалась сталиполимерная крепь. После отбойки целиков и выдачи руды, зона ограждалась заградительным экраном и производилась зачистка от рудной мелочи с помощью вакуумной технологии. Во время бурения использовалась вода с добавлением NaCl (Приложение 4,5). Для размораживания остатков руды в подошве блока осуществлялась обработка последней солями натрия и кальция. После зачистки блока, снималась гидрокрепь и зона локализовалась методом ограждения. Одновременно с процессом зачистки в соседней зоне осуществлялась выемка целиков. В таком же порядке последовательно производится отработка внутриблоковых целиков. Выемка целиков осуществлялась в условиях восстановления мерзлоты. После выемки подштрековых целиков на горизонте штольни №43 была возведена бутовая полоса площадью 4,87м . Ширина бутовой полосы по кровле 2,7 м, по почве - 3,8 м. Выбор параметров бутовой полосы производился в зависимости от ожидаемого на нее давления воздуха. Бутовая полоса создавалась буровзрывным способом путем подрыва кровли и почвы вентиляционного штрека. В результате устройства бутовой полосы дополнительно добыто из под-штрековых целиков блока №2-С1 - 23065,5 г золота в рамках плановой себестоимости и произведена локализация выработанного пространства между горизонтами. (Приложение 4,6).
