Розробка технології підземного відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини в умовах криворізького басейну

Як показали дослідження, у процесі проникнення породного клину в сипуче середовище можна виділити дві принципово різні фази (рис. 5).

Рис. 5. Схема дії сил на породний блок при заглибленні його в сипуче середовище

Перша фаза (рис. 5а) властива процесу переміщення породного блоку, коли кут його нахилу відносно вертикальної осі є постійним ( ), і друга фаза (рис. 5б), коли кут є змінним () до моменту зіткнення клиноподібної частини з лежачим боком. Розв'язавши рівняння, які описують граничний стан породного блоку, що переміщується, у плоскій постановці задачі, встановили величину його заглиблення в сипуче

середовище при =8...10⁰. Аналіз отриманих даних свідчить, що при заглибленні породного блоку на глибину 10м нормальна складова сили тиску сипучого середовища F_н, що діє на його бічну поверхню з боку налягаючих порід, складає 5...20% від ваги породного блоку.

При заглибленні породного блоку в сипуче середовище в першій фазі руху опір середовища зменшується за рахунок того, що точка прикладення моменту сили, викликаного дією ваги руди на поверхню клина, поступово зміщується вверх, знижуючи опорні реакції і сприяючи вирівнюванню монолітного породного блоку у вертикальній площині.

Вирішення системи лінійних рівнянь, що описують рівновагу проекції сил і їхніх моментів в обраній системі координат, дозволило встановити величину заглиблення клинчастого торця монолітного породного блоку в сипуче середовище (у другій фазі руху). Остаточна умова граничної рівноваги буде виглядати наступним чином

(13)

де f - коефіцієнт тертя; P - вага монолітного блоку, Н; ,Д - відповідно ширина породного блоку і зазор, обумовлений застосуванням буровибухових робіт при його формуванні, м; - більша бічна грань монолітного блоку, м; F_Н - сила бічного тиску налягаючої рудної маси, (),Н; Y_c- центр ваги монолітного породного блоку, м; Х - координата заглиблення вершини клина в рудну масу відносно точки С, м.

Розв'язання рівняння (13) з урахуванням граничних значень деяких постійних величин, що залежать насамперед від конструктивних особливостей породного монолітного блоку, дозволило встановити, що величина заглиблення блоку в сипуче середовище складає, м

. (14)

Для підтвердження отриманих результатів було здійснено фізичне моделювання на еквівалентних матеріалах, яким встановлено, що величина заглиблення породного блоку для кута падіння = 40 і потужності родовища М = 30 м у перерахуванні на натуру складає 25...27 м. Ця величина при даній масі породного блоку близька до розрахункової. Подальше переміщення обмежено площиною лежачого боку, на якому розташоване сипуче середовище, що не потрапило в область впливу випускного отвору. При проведенні лабораторних досліджень визначався також вплив форми нижньої торцевої грані породного монолітного блоку на ступінь підробки вищележачого гірського масиву. У процесі моделювання розглядалися екстремальні умови виїмки руди з очисного блоку. Передбачалося, що масив, який підроблюється, має ступінь порушеності, близький до гранулометричного складу сипучого середовища очисного блоку. При наданні нижній торцевій грані форми, за якою були проведені розрахунки і лабораторні дослідження, кількість рудної маси, що перепускається з боку масиву, що підроблюється, складає 4,8…6,6%. Якщо нижня грань клина має зріз у бік налягаючого масиву, то при цій же величині заглиблення в рухомих сипучих середовищах, величина рудної маси, що перепускається з боку підроблюємого масиву, складає 7…9%. Якщо торцева нижня грань у перерізі має прямокутну форму, величина підробки буде складати 10…13%. Тому форма зрізу торцевої грані, яка представлена на рис. 5, є оптимальною як за умови забезпечення стійкості вищележачого масиву, так і якісних показників видобутої рудної маси.

У шостому розділі розглянуто методику визначення параметрів буровибухових робіт у дуже нестійких і тріщинуватих масивах супутньої мінеральної сировини. Дослідженнями було встановлено, що енергонасиченість масиву при застосуванні вибухових речовин така, що енергія пружної деформації, що вивільняється при розвитку тріщин, близька до енергії, витраченої на утворення нових поверхонь зростаючих тріщин. При цьому у разі збільшеної енергонасиченості масиву на кінцях тріщин формується некомпенсоване поле напружень і механізм розвитку тріщин буде нестаціонарним. Лінію найменшого опору W для свердловинних зарядів рекомендується визначати за методикою проф. Ю.П. Капленка з урахуванням швидкості проходження поздовжньої звукової хвилі V_p по масиву в контурах вибухового руйнування, м

W=k (20+56),

де k - коефіцієнт неоднорідності масиву; V_p- швидкість проходження поздовжньої звукової хвилі, км/с; - діаметр свердловини, м ; - щільність заряджання гранульованої вибухової речовини, г/см; - роботоздатність застосованої вибухової речовини відносно еталону - аммоніту № 6 ЖВ.

Враховуючи неоднорідність масиву супутньої мінеральної сировини, величина V_p є інтегральною характеристикою фізико-механічних властивостей масиву, що обвалюється. Визначаючи швидкість поздовжньої хвилі, яка поширюється по масиву між свердловинами, можна оперативно реагувати на зміни фізико-механічних властивостей супутньої мінеральної сировини в умовах, коли відсутня вичерпна гірничо-геологічна інформація про локальну ділянку покладу, що відпрацьовується.

Промислові виміри швидкості проходження поздовжньої хвилі по тріщинуватому масиву талькового сланцю з невитриманими контурами зруденіння здійснювали на шахті ''Гігант-Глибока''. Результати досліджень дозволили визначити середньостатистичну швидкість поширення поздовжньої хвилі: V_p = 1966 м/с. З огляду на те, що k=0,6…0,8; =0,105 м; =0,8…0,9; 1г/см, лінія найменшого опору склала W=4…5 м.

При застосуванні камерних систем розробки для відпрацьовування покладів супутньої мінеральної сировини, розташованих у висячому боці родовища залізних руд, доцільно для зниження шкідливого динамічного впливу вибуху на нестійкий масив формувати рудну ''кірку'' між рудою, що обвалюється і породними включеннями. Для таких гірничо-геологічних умов найефективнішим способом відбійки буде той, при якому форма очисного вибою має конфігурацію ''кутом уперед'', і шар руди обвалюється на поверхню рудної ''кірки''. При цьому безпосередньо поблизу устя свердловин динамічний вплив вибуху на неміцне породне включення буде знижуватися за рахунок віддалення від нього на ширину рудної ''кірки'', що руйнується, згодом - тільки кусками руди, що відкидаються від вибою додатковими зарядами, розташованими у межах лінії найменшого опору W. Додаткові заряди формують тільки на довжину l_з = Wctg, що сприяє руйнуванню рудної ''кірки'' шляхом зсуву під кутом на величину, яка відповідає товщині шару, який відбивається, де - кут між площиною очисного вибою і поверхнею рудної ''кірки''.

Розроблений спосіб відбійки дозволяє знизити засмічення обваленої руди і підвищити вилучення за рахунок руйнування рудної ''кірки'' на відстані від вибою кусками зруйнованої руди, яким передана кінетична енергія завдяки розташуванню додаткового заряду вибухової речовини. Довжина запобіжної рудної ''кірки'' відносно очисного забою, яка забезпечує захист площини нестійкого включення, визначається з виразу, м

, (15)

де В - ширина камери, м; B_k - товщина рудної ''кірки'', м; - ширина бурової виробки; - емпіричний коефіцієнт, що залежить від величини віддалення протилежних кінців свердловин одна від одної ( = 0,9…1).

У сьомому розділі здійснена прогнозна оцінка економічно доцільних обсягів видобутку і переробки супутньої мінеральної сировини. Пропонована методика прогнозування базується на тому, що обсяг мінеральної сировини, яка видобувається і переробляється для внутрішнього ринку в будь-якій замкнутій системі, буде визначатися балансом витрат коштів на душу населення.

Проведені дослідження дозволили встановити, що обсяг внутрішнього споживання мінеральної сировини в межах держави можна знайти з виразу

Nт = 12 (1 - Сp / Сз ) NСз / Ст , (16)

де Nт - обсяг споживаної продукції на основі мінеральної сировини‚ т/рік; Ст - вартість видобутку і переробки продукції на основі мінеральної сировини (з урахуванням відпускної ціни)‚ ум. од./т; Сз - середньомісячний прибуток споживача, ум. од./міс.; Сp - середньомісячні витрати споживача на всі види продукції за винятком тієї‚ на виробництво якої потрібна мінеральна сировина‚ ум. од./міс.; N - чисельність населення окремо узятої замкненої системи (держави)‚ чол.

Прийнявши середньостатистичні величини виразу (16) для промисловості України визначили, що річна потреба готової тальковмісної сировини на внутрішньому ринку складе Nт =50 тис.т. Враховуючи вихід кінцевого продукту, що складає залежно від технології переробки 0,25…0,5, остаточно знайдемо обсяг видобутку талькових сланців підземним способом: Nт.сл =100…200 тис.т/рік.

Для визначення вартісних показників основних процесів при відпрацюванні покладів супутньої мінеральної сировини були виконані дослідження з використанням кореляційного аналізу і структурного моделювання. За їх результатами були визначені витрати, пов'язані з відбійкою супутньої мінеральної сировини, а також її наступним випуском і доставкою, орієнтовне значення яких склало 12…14 грн/т (франко-люк).

Дослідження дозволили також розробити основні технологічні напрямки, що дозволяють підвищити якість мінеральної сировини при її переробці. Встановлено, що при застосуванні водяної класифікації в процесі переробки талькового сланцю створюються умови, при яких різниця у швидкостях осадження часток дозволяє знизити кількість загального заліза в промисловому продукті в порівнянні з вихідним у 1,05…1,1 рази. При цьому на рівні більше 0,3 висоти водяного стовпа частки величиною + 0,08 мм відсутні, тобто спостерігається повна сегрегація часток за величиною у водяному середовищі. Тому верхня частина водяного стовпа (0,3...0,4 і вище від сумарної висоти) вміщує тальковий продукт підвищеної якості.

Раціональний спосіб видобутку і переробки талькового сланцю базується на технології одержання кінцевого продукту, яка включає видобуток талькової сировини в підземних умовах, а переробку на поверхні з наступним складуванням хвостів під землею у відпрацьованому очисному просторі.

За результатами лабораторних досліджень встановлена залежність відносної активності в'яжучих речовин на основі доломітизованого вапняку від спільного впливу основних факторів, яка може бути представлено в вигляді, %

, (17)

де , - вміст окислів кальцію відповідно в складі цементу і суміші, %; - вміст окислів алюмінію в суміші, %;,, - відповідно модуль активності, модуль основності та сума активних окислів суміші; , - межа міцності в'яжучого на одноосне стискання на основі доломіту та цементу марки 300. Отримані результати дозволяють, зробити висновок про те, що доломіт і доломітовий вапняк, як основні компоненти у сумішах із глиною при розсіві та випалі, забезпечують формування в'яжучої речовини з міцністю, що складає 0,1…0,3 від міцності цементу марки 300. Така міцність є цілком задовільною і дає можливість використання цієї мінеральної сировини у якості в'яжучого при формуванні закладних твердіючих масивів у відпрацьованому очисному просторі з метою локалізації та запобігання обваленню підробленого гірського масиву.

Восьмий розділ присвячено удосконаленню конструкцій систем розробки на основі досліджень для різних гірничо-геологічних умов відпрацьовування корисних копалин Криворізького залізорудного басейну. Системи розробки можуть бути застосовані на довільно обраному горизонті з використанням як електровозного транспорту, так і самохідної навантажувально-доставочної техніки. Використовуючи розроблені технологічні схеми (рис. 1, варіанти І,а та І,в) впроваджено системи розробки з частковою і масовою підривкою порід висячого боку для умов ш. ''Ювілейна'' ВАТ ''Суха Балка''. Це дозволило виключити проникнення глинистих включень в очисний простір при відпрацюванні залізної руди на ділянці покладу ''Шурфів 42-46'', де висячий бік складений гетит - гематитовими роговиками міцністю f = 9...11 з середнім вмістом заліза у межах 30…33%.

Для конструкції систем розробки з частковою підривкою характерна наступна послідовність очисних робіт. Спочатку відпрацьовується камерний запас 1 (рис. 6), після цього віялами глибоких свердловин обвалюють вміщуючі породи висячого боку в контурі підривки 2, причому обвалення порід висячого боку здійснюється, насамперед, поблизу розташованого вертикального міжпанельного цілика (ВМПЦ).

Рис. 6. Технологія відпрацювання покладу з частковою підривкою порід висячого боку

Після заповнення камери породами підривки здійснюють відпрацювання руди в трикутнику лежачого боку 3. Між породами підривки, що знаходяться в камері і корисними копалинами в контурі, що відпрацьовується, залишають рудну ''кірку''.

Для підвищення стійкості рудної ''кірки'' відпрацювання запасів 3 рекомендується здійснювати на компенсаційний простір, що формується шляхом відбійки свердловин на похилий відрізний підняттєвий, пройдений по контакту з лежачим боком. В процесі відпрацювання запасів трикутника лежачого боку створюється достатній за об'ємом компенсаційний простір, на який короткосповільненим вибухом обвалюють рудну стелину 4 і рудну ''кірку''. Для видобутку запасів 3 і 4 формують додатковий горизонт скреперування з одно- чи двосторонніми випускними отворами. При значному запасі руди 3 і 4 замість додаткового горизонту скреперування проходять похилі рудоспуски для перепуску руди, що залишилася на лежачому боці. Висота уловлюючого похилого підняттєвого та його кут нахилу залежать, насамперед, від конфігурації навалу порід у камері і координат розташування руди при обваленні стелини. При необхідності зміни координат випуску він послідовно частково погашається в напрямку зверху вниз. Відпрацювання ВМПЦ відбувається в послідовності, що виключає формування очисної камери. Тому відбійка зарядів віял свердловин у контурах підривки здійснюється в умовах контакту з раніше обваленою рудою (унизу) і породою (з боків). Така технологія дозволяє відпрацьовувати запаси ВМПЦ, які мають контакт з обваленими гетит - гематитовими роговиками висячого боку, а не з налягаючими породами вищележачих горизонтів.

Особливості технології відпрацювання ділянок покладу з масової підривкою порід висячого боку полягають в наступному. Після відпрацювання камерного запасу 1 здійснюють часткову підривку порід висячого боку 2 поблизу днища прийомного горизонту (рис.7). Це дозволяє, по-перше, створити запобіжну ''подушку'' з пустих порід на днищі в момент масового обвалення порід з контуру 3, по-друге, підвищити ефективність відбійки в порівняно стиснених умовах. Після обвалення порід у контурі 3 і заповнення пустими породами відпрацьованого простору 1 поблизу стелини утворюється укіс пустих порід АВ. При цьому максимальне віддалення навалу порожніх порід у висячому боці відносно основного горизонта скреперування відповідає положенню, коли в точці А перетинаються межа стелини і укіс обвалених порід висячого боку. Формування виробок додаткового горизонта випуску в лежачому боці відбувається після заповнення пустими породами відпрацьованого простору. Дучки в лежачому боці покладу проходять поблизу області В.

Рис.7. Технологія відпрацюван- ня покладу з масовою підрив-кою порід висячого боку

Стелину 4 обвалюють на компенсаційний простір, утворений над укосом порожніх порід АВ. Для збільшення ступеня вилучення запасів стелини проходять уловлюючі похилі підняттєві, поруч з якими пробурені додаткові свердловини або розташовані недозаряджені частини віял свердловин, пробурених з бурового штреку лежачого боку. При виході глинистих порід з випускного отвору уловлюючого похилого підняттєвого заряджають торцеві частини свердловин та відбивають їх в ''стисненому'' середовищі. При цьому послідовно погашається його верхня частина з рівня I-I до рівня II-II, а далі, після випуску відповідного обсягу руди, - до рівня III-III. Переміщення випускних отворів в площині лежачого боку по падінню дозволяє додатково видобувати руду за межами впливу випускних отворів основних горизонтів скреперування. Основні технологічні показники базової системи розробки і пропонованих варіантів наведено у таблиці 2.

Таблиця 2

Техніко-економічні показники систем розробки

Порівняння техніко-економічних показників свідчить про збільшення трудових і матеріальних витрат на заходи, що дозволяють зменшити площу контакту обваленної руди з налягаючими породами, до складу яких входять глинисті включення. Однак більш повне вилучення руди з блоку у 1,08...1,1 рази і підвищення її якості на 1..2% дозволяє компенсувати додаткові нарізні виробки і бурові роботи.

Застосування розроблених технологій для видобутку руд лише в умовах ш. ''Ювілейна'' ВАТ ''Суха Балка'' дозволило одержати економічний ефект у розмірі 563,3 тис.грн.

ВИСНОВКИ

Дисертаційна робота є закінченою науково-дослідною працею, у якій вперше вирішена проблема розробки технології підземних робіт для промислового освоєння покладів супутньої мінеральної сировини в межах впливу техногенних зон, створених відпрацюванням покладів багатої залізної руди, на основі теоретично обґрунтованих способів зниження величини підробки налягаючого масиву в контурах зруденіння.

Основні наукові і практичні результати роботи:

1. Вперше обґрунтовано можливість підземного відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини (талькові сланці, доломітизовані вапняки, діабазова сировина, краскові руди та інше) технологіями, що локалізують підробку налягаючого масиву в проектних контурах зсувів і обвалень. Встановлено, що величина гірського тиску на глибоких горизонтах недостатня для самовільного обвалення всієї проміжної товщі вміщуючих порід, розташованих між покладами супутньої мінеральної сировини і залізної руди. Потужність товщі порід висячого боку, що підробляється і зсувається (по нормалі до його поверхні), складає 1/2 від величини оголення порід висячого боку. При значному віддаленні покладу мінеральної сировини від площини лежачого боку покладу залізної руди в очисному просторі, що відпрацьовується, можливе формування зони вивалоутворення висотою 0,35...0,45 від прольоту оголення висячого боку. З огляду на параметри покладів, що відпрацьовуються, встановлено, що для запобігання розвитку додаткової зони зсувів в лежачому боці покладу залізних руд необхідно додатково здійснювати примусову підривку вміщуючих порід буровибуховим способом.

2. Запропоновані технологічні схеми відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини, які знижують ступінь підробки вищележачого рудного масиву з урахуванням коефіцієнта зближеності покладів і конфігурації зони підривки вміщуючих порід буровибуховим способом. Встановлено межі доцільності застосування схем відпрацювання покладу супутньої мінеральної сировини залежно від відстані до покладу залізної руди.

3. Математично встановлено й експериментально підтверджено параметри фігур випуску і величин видобутку корисної копалини при відпрацюванні покладів супутньої мінеральної сировини технологіями, що передбачають заміщення об'єму руди вміщуючими породами з контуру підривки. Теоретично обґрунтовано, що величина малої півосі r фігури випуску прямо пропорційна добутку постійної величини на висоту фігури випуску і на квадратний корінь з коефіцієнта бічного тиску. Доведено, що зі збільшенням кута внутрішнього тертя сипучого середовища з 26 (високорухливе середовище) до 43 (сипуче середовище типу залізної руди, доломітизованої сировини чи здрібнене сипуче середовище, яке має пилоподібні частки), мала піввісь r фігури випуску при тих самих висотах торкання її вершиною площини висячого боку відносно випускного отвору зменшується в 1,4...1,5 рази. Зменшення величини r викликає необхідність формування додаткових уловлюючих горизонтів випуску або застосування технології випуску з використанням похилих рудоперепускних виробок. Як показали дослідження, така технологія випуску забезпечує зниження витрат нарізних виробок у 1,3...1,5 рази при дотриманні планових втрат у блоці в межах 13...20% .

4. Уперше теоретично й експериментально досліджена стійкість налягаючого массиву при відпрацюванні покладів з кутами падіння 40...45 і горизонтальною потужністю 25...30, яка може бути забезпечена за рахунок застосування технології випуску під прикриттям монолітного породного блоку, сформованого в породах висячого боку. Встановлено вплив конструктивних параметрів породного монолітного блоку на величину підробки вищележачого масиву в контурах зруденіння.

5. Визначені параметри буровибухових робіт для неоднорідних тріщинуватих масивів на підставі попередніх вимірів швидкості поширення поздовжньої звукової хвилі, яка є інтегральною характеристикою міцнісних властивостей масиву, що руйнується, в умовах обмеженої інформації про фізико-механічні властивості корисної копалини та її гірничо-геологічні умови залягання. При цьому одним із шляхів поліпшення якісних показників видобування доломітових вапняків є ведення буровибухових робіт з обваленням шарів руди безпосередньо на поверхню запобіжної рудної ''кірки'', яку залишають між рудою і породними включеннями.

6. Розроблено методику прогнозування економічно доцільних обсягів видобутку і переробки супутньої мінеральної сировини. Відмінною рисою запропонованої методики прогнозування є урахування рівня розвитку України на основі показників величини доходу споживачів, собівартості продукції, що випускається, і порівняння цих показників з рівнем розвитку високорозвинених країн.

Проведені дослідження дозволили встановити, що поліпшити якість талькового сланцю можна застосуванням способу водяної класифікації. Це забезпечує підвищення, споживчої вартості та конкурентноздатності сировини за рахунок зниження домішок окислів заліза.

Лабораторними дослідженнями встановлено, що використання доломітизованого вапняку, як базового компоненту, дозволяє виробляти в'яжучі речовини з міцністю, що складає 0,1...0,3 від міцності цементу марки 300.

7. Результати дисертаційних досліджень були покладені в основу розроблених технологій, які знижують величину підробки обвалених налягаючих порід для умов шахт ВАТ ''Суха Балка''. Створено експериментальні паспорти систем розробки для подібних гірничо-геологічних умов. Економічний ефект від упровадження технологічних рішень, розроблених у дисертації, для умов шахт ВАТ ''Суха Балка'' склав 563,3 тис. гривень.

ОСНОВНІ ПОЛОЖЕННЯ І РЕЗУЛЬТАТИ ДИСЕРТАЦІЇ ОПУБЛІКОВАНІ В НАСТУПНИХ РОБОТАХ

1. Капленко Ю.П., Тимофеев Н.Е., Логачев Е.И. Прогноз потребления талька предприятиями Украины // Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 59.-Кривой Рог: КТУ.-1996.-С. 26-29.

2. Логачев Е.И. Величина потерь талькового сланца при технологии его отработки с подрывкой пород висячего бока в условиях ш. ''Центральная'' ИнГОКа // Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 65. -Кривой Рог: КТУ.- 1999.- С. 9-12.

3. Логачов Є.І., Михайлюк Т.М. Спосіб вентиляції пунктів випуску при використанні навантажувально-доставочних машин //3б. наук. пр./ Охорона праці на підприємствах гірничо - металургійного комплексу.- Вип. 1. -Кривий Ріг: НДІБПГ.-1998.-С. 134-138.

4. Логачев Е.И., Кулиш С.Н. Величина потерь руды на лежачем боку маломощных участках залежи в зависимости от направления выпуска // Разраб. рудн. месторожд. - Вып. 65.- Кривой Рог: КТУ.- 1999.- С. 12-14.

5. Логачев Е.И. Расчет ширины предохранительного целика, воспринимающего нагрузку со стороны призмы сдвижения пород висячего бока // Разраб.рудн. месторожд.- Вып. 67.- Кривой Рог: КТУ.- 1999.- С.19-21.

6. Логачев Е.И. Определение обьемов частей эллипсоида выпуска, отсекаемых вертикальными и горизонтальными плоскостями //Разраб.рудн. месторожд.- Вып. 68.-Кривой Рог :КТУ.- 1999.- С. 36-39.

7. Логачев Е.И. Особенности условий залегания талькосодержащего сырья в условиях Криворожского бассейна //Разраб. рудн.месторожд.- Вып. 70.- Кривой Рог: КТУ.- 2000.- С. 22-26.

8. Логачов Є.І., Михайлюк Т.М. Щодо впливу ударної повітряної хвилі на величину вибуховідкиду гірничої маси // Зб.наук.пр. / Охорона праці на підприємствах гірничо - металургійного комплексу.- Вип. 1.- Кривий Ріг: НДІБПГ.- 1999.- С. 87-90.

9. Логачов Е.И., Ступник Н.И. Установление границ залегания талькового сырья по первичной информации о распределении его качества // Сб.научн.тр./НГА Украины.- Днепропетровск.- 2000.- №9.-Т.2.- С. 221-224.

10. Логачев Е.И. Перспектива добычи талькового сырья подземным способом в Криворожском бассейне //Разраб.рудн.месторожд.-Вып.71.-Кривой Рог:КТУ.-2000.-С. 35-38.

11. Логачев Е.И., Попов С.О., Ступник Н.И. Определение требуемых прочностных свойств искусственно формируемого защитного слоя// Науковий вісник НГА України.- 2000.- №3.- С. 21-22.

12. Капленко Ю.П.,Фаустов Г.Т., Федько М.Б., Василенко В.Е., Логачев Е.И. Оценка возможности повышения качества тальковых сланцев Криворожского бассейна способом водной классификации //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 72.-Кривой Рог: КТУ.- 2000.- С. 39-43.

13. Логачев Е.И. Способ отбойки рудного массива, граничащего с неустойчивыми породными включениями//Сб.научн.тр. НГА Украины.- Днепропетровск.- 2000.-№10.-С. 12-16.

14. Логачев Е.И. Технологические особенности отработки сопутствующего минерального сырья подземным способом в условиях Криворожского бассейна //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 73.--Кривой Рог: КТУ.- 2000.-С. 41-46.

15. Логачов Є.І. Удосконалення конструкцій складів паливно - мастильних матеріалів (ПММ) гірничо-шахтного обладнання //Зб. наук.пр./Охорона праці на підприємствах гірничо-металургійного комплексу.-Вип. 2.-Кривий Ріг:НДІБПГ.-2000.-С. 82-87.

16. Логачов Е.И. Определение параметров буровзрывных работ при отработке интенсивно трещиноватых малопрочных массивов //Сб.научн.тр. Проблемы научного обеспечения горнопромышленного комплекса Украины на пороге ХХ1 века. -Кривой Рог:ГНИГРИ.-2001.-С. 93-99.

17. Логачов Е.И., Деркач А.П. Перспектива использования доломитизированного сырья для приготовления вяжущих веществ //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 74.-Кривой Рог:КТУ.-2001.-С. 46-50.

18. Logachov E., Stupnik N. The technology of mineral raw material by-product mining in zones of influence of underground mining operations // Geotechnological issues of underground space for environmentally protected world. - Dnepropetrovsk: NMU of Ukraine.-2001.-С. 91-93.

19. Корж В.А., Логачев Е.И. Компьютерное моделирование коэффициента разрыхления руды при различных методах обрушения //Сб.научн.тр. НГА Украины. -Днепропетровск.-2001.-№ 12.-Т.2.-С. 104-111.

20. Логачев Е.И., Ступник Н.И., Корж В.А. Принципиальные технологические схемы добычи и переработки сопутствующего минерального сырья подземным способом в условиях Криворожского бассейна //Сб.научн.тр. НГА Украины-Днепропетровск.-2001.-№12.-Т.2.-С.111-114.

21. Логачев Е.И. Технология отработки неустойчивых руд, залегающих в устойчивых вмещающих породах //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 75.-Кривой Рог:КТУ.-2001.-С. 42-48.

22. Логачев Е.И. Сдвижение пород висячего бока при отработке залежи сопутствующего минерального сырья //Разраб.рудн.месторожд.-Вып.76.-Кривой Рог:КТУ.-2001.-С. 29-32.

23. Капленко Ю.П., Логачев Е.И. Выпуск рудной массы с применением рудоперепускных восстающих, подсекающих лежачий бок//Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 78. -Кривой Рог:КТУ.-2002.-С. 38-41.

24. Корж В.А., Логачев Е.И. Особенности проектирования ресурсо- сберегающих технологий на основании закономерностей выпуска обрушенной руды с неоднородными сыпучими свойствами //Разраб.рудн.месторожд.- Вып. 78.-Кривой Рог:КТУ.-2002.-С. 28-33.

25. Логачев Е.И. Определение параметров фигуры выпуска при отработке панелей с наклонными стенками и устойчивым висячим боком //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 79.-Кривой Рог: КТУ -2002.- С. 36-42.

26. Логачев Е.И., Ступник Н.И. Определение потерь рудной массы при выпуске высокоподвижных сыпучих сред в условиях подрывки висячего бока //Сб. научн.тр. НГА Украины.-Днепропетровск.-2002.-№13.-Т.1.-С. 114-118.

27. Капленко Ю.П., Логачев Е.И. Перспективы совершенствования технологии добычи полезного ископаемого подземным способом в Криворожском бассейне //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 80.-Кривой Рог: КТУ.-2002.-С. 39-42.

28. Логачев Е.И. Технология выпуска руды при отработке неустойчивых массивов системами этажного обрушения //Разраб.рудн.месторожд.- Вып. 81.-Кривой Рог: КТУ.-2002.- С. 46-51.

29 Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Технологические особенности добычи сопутствующего минерального сырья на глубоких горизонтах шахт Криворожского бассейна //Сб.научн.тр. НГА Украины.-Днепропетровск.-2002.-№15.-Т.2.-С. 89-94.

30. Логачев Е.И., Андреев Н.Б., Ледик Д.А., Логачева А.Е. Технологические особенности отработки сложно-структурных залежей в условиях недостаточно достоверной геологической информации //Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 82.- Кривой Рог:КТУ.-2003.- С. 32-37.

31. Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Перспективы комплексной отработки месторождений железных руд в условиях Криворожского бассейна //Сб.научн.тр. НГУ- Днепропетровск.- 2003.- №17.-Т.1.- С. 155-157.

32. Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Проблемы отработки сопутствующего сырья подземным способом в Криворожском бассейне //Науковий вісник НГУ.-2003.-№ 9.- С. 93-95.

33. Логачев Е.И. Технология отработки залежей системой подэтажного обрушения, улучшающей показатели извлечения // Разраб.рудн.месторожд.-Вып. 83.-Кривой Рог: КТУ.-2003.-С. 56-64.

34. Логачев Е.И., Моргун А.В. Определение трудоемкости очистных работ при добыче полезных ископаемых с использованием самоходного оборудования // Вісник Криворізького технічного університету: Зб.наук.пр.-Кривий Ріг: КТУ.-2003. Вип. 1.- С. 30-32.

35. Логачев Е.И., Ступник Н.И., Корж В.А. Технологические особенности отработки малопрочных трещиноватых массивов сопутствующего минерального сырья в условиях Криворожского бассейна // Горный информационно-аналитический бюллетень.- №2.-М.:Изд-во МГГУ.- 2003.- С. 181-183.

36. Кудрявцев М.И., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Технология отработки руд на глубоких горизонтах Криворожского железорудного бассейна // Горный информационно-аналитический бюллетень.- №4.-М.: Изд-во МГГУ.- 2003.- С. 218-220.

37. Логачев Е.И. Теоретические основы определения вида кривой, описывающей область влияния выпускного отверстия //Разраб.рудн. месторожд.-Вып. 84.-Кривой Рог.: КТУ.-2003.- С. 62-66.

38. Логачев Е.И. Технологическая адаптация решений, используемых при отработке залежей сопутствующего сырья к условиям добычи железных руд //Вісник Криворізького технічного університету: Зб.наук.пр.-Кривий Ріг: КТУ.-2003.- Вип. 2.- С. 56-60.

39. Капленко Ю.П., Логачев Е.И.,Ступник Н.И. Проблемы отработки полезных ископаемых подземным способом в Криворожском бассейне на глубинах 1200-1500 м //Горный информационно - аналитический бюллетень.- № 6.- М.: Изд-во. МГГУ-2004.- С. 340-341.

40. Логачев Е.И. Технологические особенности отработки крепких руд подземным способом в условиях шахт Криворожского бассейна//Вісник Криворізького технічного університету: Зб.наук.пр.-Кривий Ріг: КТУ. - 2005.- Вип. 6.- С. 110-112.

41. Логачев Е.И., Кнюх В.В. Повышение эффективности отработки наклонных сложноструктурных залежей в условиях ш. ''Октябрская'' //Разраб. рудн. месторожд.- Вып. 88.- Кривой Рог: КТУ.- 2005.- С. 36-38.

42. Капленко Ю.П., Логачев Є.І., Ступник Н.И. Технология подземной добычи сопутствующего минерального сырья в Кривбассе // Горн. журн.-2005.-№5.-С. 75-78.

43. Логачев Е.И. Оценка эффективности применения веерной и пучковой схем ориентации скважин при подземной разработке месторождений полезных ископаемых // Разраб. рудн. месторожд.- Вып. 89.-Кривой Рог: КТ.- 2005.-С. 183-186.

44. Логачев Е.И., Ступник Н.И., Городничий А.Г., Кнюх В.В. Добыча диабаза в условиях Криворожского бассейна подземным способом и проблемы его переработки. - Сб. науч.тр. ''Качество минерального сырья''.- Кривой Рог, 2005.-С. 237-243.

45. Логачев Е.И. Технологические схемы переработки талькового сланца //Вісник Криворізького технічного університету: Зб.наук.пр.-Кривий Ріг: КТУ.- Вип. 10.- 2005.-С. 11-15.

46. Капленко Ю.П., Ступник Н.И., Логачев Е.И. Ближайшие перспективы подземной добычи магнетитовых кварцитов в Криворожском бассейне// Зб.наук.пр. Національного гірничого університету. - Дніпропетровськ, 2005.-№23.-С. 277-284.

47. Логачев Е.И., Кнюх В.В., Перетятько Н.В., Зенюк Д.Ф. Некоторые особенности моделирования выпуска руды граничещей с вмещающими породами//Вісник Криворізького технічного університету:Зб.наук.пр.-Кривий Ріг: КТУ.- Вип. 11.-Кривий Ріг: КТУ, 2006.-С. 17-20.

48. Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Особенности постановки задач при определении областей влияния выпускных отверстий // Разраб. рудн. месторожд.- Вып. 90.-Кривой Рог: КТУ, 2006.-С. 48-51.

49. Подземный пункт заправки горношахтного самоходного оборудования: А.с № 12861815 А1 СССР, МКИ В 60 S 5/00/ П.Д. Петренко, А.С. Колодезнев, П.С. Хуторной, А.П. Деркач, Е.И. Логачев, В.А. Калиниченко, А.В. Моргун - № 3778143/27-11; Заявл. 19.07.84; Опубл. 07.10.86, Бюл. № 37.-4 с.:ил.

50. Способ отбойки рудного массива: А.с. №1719636 А1 СССР, МКИ Е 21 С 41/ 16/ П.Д. Петренко, П.К. Саворский , И.Г. Чернокур, В.А. Калиниченко, Е.И. Логачев,- № 4795646/03, Заявл. 08.01.90; Опубл.15.03.92, Бюл. №10.-4с.:ил.

51. Пат.№45045А Україна, МКИ Е 21 С 41/16. Спосіб розробки покладів нестійких руд /Є.І.Логачов, Заявл. 11.04.2001;Опубл.15.03.2002, Бюл.№3.-3с.:ил.

52. Пат.№58799 А Україна, МКИ Е 21 С 41/16. Спосіб розробки круто падаючих покладів /Ю.П. Капленко, Ф.І. Караманіц, Є.І. Логачов. Заявлено 24.10.2002; Опубл. 15.08.2003,- Бюл.№8.-3с.:ил.

53. Логачев Е.И., Пинич Э.А. Отработка сопутствующего минерального сырья в Криворожском железорудном бассейне // Сб.тез.докл. Междунар.конгресса “300 лет Уральской металлургии: Цветная металлургия - производство меди, никеля, титана и других цветных металлов” - Верхняя Пышма: УГТИ.-УПИ, 2001.- С. 19.

54. Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Технологические схемы отработки сопутствующих полезных ископаемых в Криворожском бассейне //Материалы междунар.научн.-техн.конф. “Развитие методов добычи руд черных металлов и пути их дальнейшего совершенствования”.-Кривой Рог: ГНИГРИ.-2003.-С. 42-47.

55. Логачев Е.И. Изменение расчетных параметров фигуры разрыхления при увеличении размеров выпускного отверстия // Збірник доповідей Міжнародн.науково-техн. конференції ''Сталий розвиток гірничо-металургійної промисловості''.- Кривий Ріг, 2004.- №1.- С. 71-75.

56. Капленко Ю.П., Логачев Е.И., Ступник Н.И. Особенности отработки маломощных участков залежей неустойчивых руд // Матеріали міжнародної конференції ''Форум гірників - 2005'', том 2.-Дніпропетровськ: НГУ,2005.- С. 199-203.

Особистий внесок автора в роботах, опублікованих у співавторстві: [1,3,4] - методики розрахунку економічно доцільних обсягів видобутку, спосіб вентиляції і випуску; [8] - теоретичний опис процесу взаємодії ударної повітряної хвилі з кусками руди, що летять; [9,11,12] - теоретичне обґрунтування, узагальнення й аналіз результатів досліджень; [17,18] - теоретичні розрахунки і конструювання систем розробки; [19,20] - технологічні схеми видобутку і переробки, узагальнення й аналіз результатів; [23] - розробка способу випуску і теоретичне обґрунтування; [24,53] - розробка принципових схем відпрацювання й узагальнення результатів досліджень; [26-27,29,54] - теоретичні розрахунки, обґрунтування технологічних схем; [30-32,52] - теоретична оцінка, узагальнення отриманих результатів, розробка способу випуску; [34-36] - обробка статистичної інформації, побудова функціональних залежностей, створення технологічних схем; [39] - аналіз закономірностей при удосконаленні технологічних схем зі збільшенням глибини ведення очисних робіт; [41,42] - теоретичне обґрунтування координат випускних отворів, розробка технології очисних робіт; [44] - розробка технології видобутку і методики проведення лабораторних досліджень; [46,47,48] - обґрунтування схем підготовки горизонтів, теоретичні розрахунки; [49,50] - розробка конструкції складу ПММ і способу відбійки; [56] - спосіб кріплення та технологія відробки.

АНОТАЦІЯ

Логачов Є.І. Розробка технології підземного відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини в умовах Криворізького басейну. - Рукопис

Дисертація на здобуття наукового ступеня доктора технічних наук за спеціальністю 05.15.02 - підземна розробка родовищ корисних копалин. - Криворізький технічний університет, Кривий Ріг, 2006.

Дисертація присвячена вирішенню проблеми розробки ефективної технології відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини підземним способом. Обґрунтовано технологію відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини залежно від ступеня зближеності з покладами залізних руд. Встановлено параметри фігури випуску в умовах ведення очисних робіт з підривкою порід висячого боку і застосуванням похилих уловлюючих виробок. Виявлено можливість зниження величини підробки рудного масиву, що налягає, застосуванням породного монолітного блоку. Удосконалено методику вибору параметрів буровибухових робіт.

Розроблено методику прогнозування економічно виправданих обсягів видобутку супутньої мінеральної сировини. Досліджено можливості підвищення якості талькового сланцю на стадії його переробки й одержання низькомарочного в'яжучого при використанні доломітової сировини. Розроблено конструкції систем розробки.

Ключові слова: супутня мінеральна сировина, підземний видобуток, зниження величини підробки, випуск руди, показники вилучення, якість кінцевого продукту, системи розробки.

Логачёв Е.И. Разработка технологии подземной отработки залежей сопутствующего минерального сырья в условиях Криворожского бассейна. - Рукопись.

Диссертация на соискание ученой степени доктора технических наук по специальности 05.15.02 - подземная разработка месторождений полезных ископаемых. - Криворожский технический университет, Кривой Рог, 2006.

Диссертация посвящена решению проблемы разработки эффективной технологии отработки залежей сопутствующего минерального сырья подземным способом, обеспечивающей комплексную и рациональную отработку запасов полезных ископаемых в условиях Криворожского бассейна. Обоснована целесообразность добычи сопутствующего минерального сырья, залегающего вблизи залежей железных руд. В качестве критерия степени сближенности залежей рекомендовано принять коэффициент, который пропорционален отношению объема пород, перепускаемых из контура подрывки висячего бока, способного обеспечить полное замещение выпускаемой руды из отрабатываемого пространства, к извлекаемому объему минерального сырья из него. В зависимости от коэффициента сближенности и прочностных свойств вмещающих пород была разработана классификация технологических схем отработки залежей сопутствующего минерального сырья, обеспечивающих снижение величины подработки налегающего рудного массива. Осуществлена оценка устойчивости пород висячего бока залежи сопутствующего минерального при его обнажении.

Установлены параметры фигуры выпуска в условиях ведения очистных работ с подрывкой пород висячего бока и исследовано влияние координат расположения выпускных отверстий в плоскости лежачего бока на нормативные показатели извлечения при применении систем разработки со скважинной отбойкой руды. Доказано, что для обеспечения плановых потерь руды в блоке необходимо формировать дополнительные выпускные выработки, подсекающие плоскость лежачего бока и удаленные друг от друга по падению на 5...7 м в зависимости от физико-механических свойств обрушенной руды, высоты столба сыпучей среды над ними, и угла падения залежи. Выявлено, что применение технологии выпуска с применением наклонных восстающих позволяет снизить расход нарезных выработок в 1,3...1,5 раза при соблюдении плановых потерь в пределах 15...20%.

Обоснована возможность снижения величины подработки налегающего рудного массива в контурах оруденения за счет технологии отработки залежей сопутствующего минерального сырья с использованием породного монолитного блока. Установлено, что эффективная глубина проникновения породного блока в сыпучую среду составляет 25...27м при углах падения залежи 40...45 и горизонтальной мощности месторождения 30 м. Придание нижней торцевой грани монолитного блока клиновидной формы со срезом в сторону выпускаемой руды уменьшает степень подработки вышележащего рудного массива до 4,8...6,6%.

Усовершенствована методика выбора параметров буровзрывных работ на основании определения скорости распространения продольной звуковой волны и предложен способ отбойки рудного массива в условиях контакта с включениями пустых пород. Разработанный способ отбойки позволяет уменьшить засорение обрушенной руды и повысить извлечение за счет разрушения оставляемой рудной ''корки'' летящими кусками обрушенной руды с повышенной кинетической энергией от дополнительных зарядов взрывчатого вещества.

Разработана методика прогнозирования экономически оправданных объемов добычи сопутствующего минерального сырья, востребованных на внутреннем рынке отдельно взятого государства. Установлена возможность повышения качества талькового сланца на стадии его переработки при использовании способа водной классификации. Проведена оценка возможности получения низкомарочного вяжущего при использовании в качестве основных компонентов доломитизированного известняка и глины. Рассев и обжиг данной смеси обеспечивает формирование вяжущего вещества прочностью, составляющей 0,1...0,3 от прочности цемента марки 300.

Разработаны конструкции систем разработки, позволяющие вести отработку залежей сопутствующего минерального сырья в условиях локализации смещения вышележащих горных пород в проектных границах зон сдвижений и обрушений, сформированных при извлечении запасов железных руд.

Ключевые слова: сопутствующее минеральное сырьё, подземная добыча, снижение величины подработки, выпуск руды, показатели извлечения, качество конечного продукта, системы разработки.

Logachov E.I. Elaboration of technology of underground mining of accompanying mineral raw material under the conditions of Kryvyj Rih basin. - Manuscript.

Thesis for a doctor's of technical sciences degree by speciality 05.15.02 - underground mining of useful minerals. - Kryvyj Rih technical university, Kryvyj Rih, 2006.

The thesis is devoted to solving of the problem of working out of the effective technology of accompanying raw material mining due to adjacement to iron-ore deposit is evaluated. The figure of output parameters under the condition of working with blasting of handing ore package with implementation of inclined accepting workings are elaborated.

The possibility of mining value of ore mass decrease is considered. The methodology of parameters choice of blasting operations is perfected.

The methodology of mining of feasible tonnage of accompanying mineral raw material is worked out. The possibility of quality upgrade of talk schist on the stage of its processing and obtaining of low-grade astringent at dolomite raw material use is considered. The constructions of mining systems are elaborated.

Key words: accompanying mineral raw material, underground mining, decrease of mining value, ore output, indices of recovery, quality of final product, mining systems.

Размещено на Allbest.ru