RU2311609C1 - Способ отбойки кимберлитовых пород - Google Patents

Способ отбойки кимберлитовых пород Download PDF

Info

Publication number
RU2311609C1
RU2311609C1 RU2006106425/03A RU2006106425A RU2311609C1 RU 2311609 C1 RU2311609 C1 RU 2311609C1 RU 2006106425/03 A RU2006106425/03 A RU 2006106425/03A RU 2006106425 A RU2006106425 A RU 2006106425A RU 2311609 C1 RU2311609 C1 RU 2311609C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
wells
explosive
additional
main
explosives
Prior art date
Application number
RU2006106425/03A
Other languages
English (en)
Other versions
RU2006106425A (ru
Inventor
ховский Андрей Львович Черн (RU)
Андрей Львович Черняховский
Иль Николаевич Александров (RU)
Илья Николаевич Александров
Виктор Васильевич Земсков (RU)
Виктор Васильевич Земсков
Анатолий Николаевич Шмырко (RU)
Анатолий Николаевич Шмырко
Иван Федорович Бондаренко (RU)
Иван Федорович Бондаренко
В чеслав Иванович Хон (RU)
Вячеслав Иванович Хон
Original Assignee
Акционерная компания "АЛРОСА" (Закрытое акционерное общество)
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Акционерная компания "АЛРОСА" (Закрытое акционерное общество) filed Critical Акционерная компания "АЛРОСА" (Закрытое акционерное общество)
Priority to RU2006106425/03A priority Critical patent/RU2311609C1/ru
Publication of RU2006106425A publication Critical patent/RU2006106425A/ru
Application granted granted Critical
Publication of RU2311609C1 publication Critical patent/RU2311609C1/ru

Links

Images

Landscapes

  • Drilling And Exploitation, And Mining Machines And Methods (AREA)
  • Earth Drilling (AREA)

Abstract

Изобретение предназначено для использования в горной промышленности при разрушении кимберлитовых пород в карьерах. Способ отбойки кимберлитовых пород включает бурение основных и дополнительных скважин, размещение в скважинах взрывчатого вещества и взрывание. Дополнительные скважины бурят в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, с глубиной перебура Lпер, определяемой по формуле
Figure 00000001
где: R - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, м, q1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3, Кn - коэффициент выражает отношение теплоты взрыва первого и второго ВВ и при переходе от эмульсионного ВВ к штатному ВВ, Qв - часть заряда ВВ дополнительной скважины, располагаемая над линией подошвы уступа, кг, Р - вместимость скважины, кг/п.м. В основных скважинах размещают эмульсионное взрывчатое вещество, а в дополнительных скважинах штатное взрывчатое вещество. Изобретение позволяет повысить качество дробления горных пород и улучшить проработку подошвы уступа при сокращении расходов. 1 табл. 2 ил.

Description

Изобретение предназначено для использования в горной промышленности при разрушении кимберлитовых пород в карьерах.
Известен способ отбойки горных пород, включающий бурение основных скважин с размещением их на взрываемом блоке по квадратной сетке, заряжание скважин водоустойчивым взрывчатым веществом и взрывание скважинных зарядов (Друкованный М.Ф. и др. Справочник по буровзрывным работам на карьерах. К.: Наукова думка, 1973, с.357).
Недостатком данного способа является переизмельчение верхних слоев рудного блока при взрывании кимберлитовых руд с мелкоблочной структурой трещиноватости (параметрами - сеткой 8×8 м и удельным расходом ЭВВ (эмульсионное взрывчатое вещество) - 0,79 кг/м3).
Известен способ отбойки горных пород, включающий бурение основных скважин, размещение в скважинах взрывчатого вещества, причем сетку основных скважин бурят в пределах зоны образования радиальных трещин, равной 40÷50 радиусам заряда от центра взрыва (Управление действием взрыва скважинных зарядов на карьерах. М.Ф.Друкованый, М.: Недра, 1980, с.48-49).
При использовании данного способа с изменением параметров взрывания с расширением сетки скважин отмечается неравномерность дробления горной массы. Выход негабарита в нижней части взорванного блока составляет 5-7%. Кроме того, недостатком данного способа является непрорабатывание подошвы уступа.
Наиболее близким техническим решением является способ, включающий бурение основных и дополнительных скважин, размещение в скважинах взрывчатого вещества (ВВ), причем основные скважины бурят с перебуром, а дополнительные до подошвы уступа (Взрывные работы на открытых разработках. Б.Н.Кутузов, М.А.Пшеничный, М.: Недра, 1969, с.124-125).
Способ решает задачу исключения выхода негабарита в верхней части взрываемого уступа. Недостатками данного способа являются переизмельчение руды в верхней части взрываемого уступа, неполная, проработка подошвы уступа и выход кусков негабаритного размера в нижней части взорванного блока.
Между тем, пороги на подошве уступа после взрыва на карьерах не только требуют трудоемких работ по их ликвидации, но и вызывают простои погрузочно-транспортного оборудования, расстраивая общую организацию работ. Поэтому качество проработки подошвы уступа является существенным показателем успешного ведения буровзрывных работ (БВР). В связи с этим возникла необходимость установления параметров БВР, так чтобы было достигнуто равномерное дробление, качественная проработка подошвы уступа и получение кусков руды, удовлетворяющих технологии обогащения руды на фабрике.
На алмазодобывающих карьерах Якутии добыча кимберлитов открытым способом производится с помощью скважинной отбойки горных пород. При этом для нормальной работы мельниц самоизмельчения требуется обеспечение определенной кусковатости рудного материала, где содержание кусков мелкого размера (диаметра меньше 100 мм) не превышает 50-60%. Это связано с тем, что при увеличении количества мелочи резко ухудшаются показатели работы мельниц самоизмельчения, а также сохранности кристаллов алмазов. Для нормальной работы существующих обогатительных фабрик согласно результатам предыдущих исследований диаметр среднего куска взорванной руды должен быть в пределах 0,28-0,30 м. При этом выход кусков негабаритного размера диаметром 1,0-1,2 м должен быть минимальным (не выше 3-5%).
Технической задачей, решаемой предлагаемым изобретением, является повышение качества дробления горных пород и улучшение проработки подошвы уступа при сокращении расходов.
Указанный технический результат достигается тем, что в способе отбойки кимберлитовых пород, включающем бурение основных и дополнительных скважин, размещение в скважинах взрывчатого вещества и взрывание, дополнительные скважины бурят в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, с глубиной перебура Lпер, определяемой по формуле
Figure 00000003
где: R - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, м,
q1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3,
Кn - коэффициент выражает отношение теплоты взрыва первого и второго ВВ и при переходе от эмульсионного ВВ к штатному ВВ,
Р - вместимость скважины, кг/п.м,
Qв - часть заряда ВВ дополнительной скважины, располагаемая над линией подошвы уступа, кг.
Соответственно, Qв=Р×Нв,
где Нв - высота части заряда ВВ дополнительной скважины, размещаемой над линией подошвы уступа; причем в основных скважинах размещают эмульсионное взрывчатое вещество, а в дополнительных скважинах штатное взрывчатое вещество.
Новизной данного решения является бурение дополнительных скважин в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, с глубиной перебура Lпер, определяемой по формуле
Figure 00000004
Кроме того, в основных скважинах размещают эмульсионное взрывчатое вещество, а в дополнительных скважинах штатное взрывчатое вещество.
Бурение дополнительных скважин в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, с глубиной перебура, определяемой по формуле
Figure 00000005
позволяет повысить качество дробления горных пород за счет улучшение проработки подошвы уступа при отсутствии переизмельчения верхних слоев рудного блока. Расположение дополнительных скважин в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, позволяет разнести основные скважины в пределах зоны образования радиальных трещин: (а×в)=(40÷50)×2 rз (где rз - радиус заряда основной скважины) и таким образом избежать переизмельчения руды в верхней части взрываемого уступа. Увеличение глубины дополнительных скважин до расчетной глубины позволяет разместить заряд ВВ в зоне образования порогов, образующихся при взрывании основных скважин, и добиться качественной проработки подошвы уступа.
По правилам безопасности боевик для инициирования скважинного заряда должен располагаться на уровне (не ниже) линии подошвы уступа. При обосновании глубины перебура дополнительной скважины это положение играет немаловажную роль, так как для надежности инициирования скважинного заряда определенная его часть должна быть размещена в области расположения боевика. Согласно опыту работ длину этой части заряда принимают равной 1,0 м (Нв=1,0). Устанавливают общий вес заряда в скважине, затем, вычитая из него количество взрывчатого вещества (ВВ), помещаемого в области нахождения боевика, и поделив оставшуюся часть ВВ на вместимость скважины, находят необходимую величину перебура дополнительной скважины. Величина заряда дополнительной скважины должна быть минимально достаточной для дробления горных пород, расположенных между основными скважинами в районе линии подошвы уступа, для того, чтобы исключить образование непроработанных участков на подошве уступа. Объем горных пород, разрушаемых с помощью дополнительной скважины, может быть ограничен поверхностью сферы, радиус которой равен радиусу разрушения основной скважины. Тогда, приравняв величину удельного расхода ВВ в дополнительной скважине удельному расходу ВВ основных скважин с учетом переходного коэффициента Кn, находят количество ВВ в дополнительной скважине Qдоп.
Figure 00000006
где R - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, м,
q1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3,
Кn - коэффициент выражает отношение теплоты взрыва первого и второго ВВ и при переходе от эмульсионного ВВ к штатному ВВ.
Р - вместимость скважины, кг/п.м,
В общем виде формула нахождения величины перебура в дополнительных скважинах будет выглядеть так
Figure 00000007
Сочетание размещения эмульсионного взрывчатого вещества в основных скважинах и штатного взрывчатого вещества в дополнительных скважинах также улучшает качество дробления.
Несмотря на то что скорость детонации у эмульсионного ВВ не ниже, чем у штатных, а иногда и больше, при их равной массе данными ВВ совершается разная работа. Это объясняется тем, что эмульсионные и штатные ВВ обладают разной теплотой взрыва. Например, теплота взрыва наиболее часто применяемого эмульсионного ВВ "Иремекс 560" равна 3340 кДж/кг, а у штатного граммонита 79/21 - 4330 кДж/кг. Однако увеличение количества эмульсионного ВВ в Кn раз, где Кn - переходный коэффициент, учитывающий различия в теплотах взрыва
Figure 00000008
не приводит к получению одинаковой степени дробления горных пород. Это объясняется тем, что штатные ВВ обладают лучшим бризантным действием. Так, при взрывании зарядов эмульсионного и штатного ВВ одинаковой приведенной массы в дополнительных скважинах, несмотря на то что объемы образованных при взрыве воронок получаются примерно равными, отчетливо отслеживается разница в степени дробления. У воронки, образованной взрыванием штатных ВВ, размер среднего куска взорванных горных пород раза в 1,5-2 меньше, чем у воронки, образованной взрывом эмульсионного ВВ. Поэтому, в условиях камуфлета, к которому можно отнести условия работы ВВ в дополнительных скважинах, лучшего дробления можно добиться именно при использовании бризантных, то есть штатных ВВ.
Совокупность признаков данного технического решения не выявлена из патентной документации и научно-технической информации, что свидетельствует об изобретательском уровне заявляемого технического решения.
На фиг.1 изображена схема расположения и конструкция скважин на блоке в известном способе, описанном в прототипе изобретения; на фиг.2 изображена схема расположения и конструкция скважин на блоке в предлагаемом способе,
где:
1 - основные скважины;
2 - дополнительные скважины.
Способ отбойки горных кимберлитовых пород осуществляют следующим образом.
Производят расчет параметров БВР по типовой методике, причем находят по формуле необходимую величину глубины перебура дополнительных скважин:
Figure 00000009
Для отбойки кимберлитовых руд мелкоблочной структуры трещиноватости производят бурение основных скважин 1 станками шарошечного бурения на глубину: Н+lпер, где Н - высота уступа, м; lпер - длина перебура основной скважины, м, по сетке (a×в), где «а» и «в» - соответственно расстояния между скважинами и рядами скважин. Параметры сетки (а×в) основных скважин 1 устанавливают в пределах зоны образования радиальных трещин: (а×в)=(40÷50)×2 rз, где rз - радиус заряда основной скважины l.
Дополнительные скважины 2 бурят в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины 1, с глубиной перебура Lпер, вычисляемой по формуле
Figure 00000010
Заряжание основных скважин 1 производят эмульсионными ВВ, длиной заряда
Figure 00000011
с помощью смесительно-зарядных машин, а дополнительных скважин 2 - штатными ВВ вручную. Забойку скважин производят буровой мелочью. По диагональной схеме соединяют все скважины наружной сетью детонирующего шнура, устанавливают замедлители и производят взрыв.
Пример конкретной реализации.
Для полного раскрытия технической сущности и преимуществ настоящего изобретения применительно к скважинной отбойке кимберлитовых руд алмазных месторождений, расположенных в зоне распространения многолетнемерзлых пород и суровых климатических условий Якутии, приведен пример, где исходные данные для предлагаемого способа скважинной отбойки кимберлитовых руд приняты следующими: кимберлит слюдистый темно-серого цвета, повышенной плотности; крепость 7÷9; мелкоблочная структура трещиноватости; категория буримости X: высота взрываемого уступа 15,0 м; диаметр скважин 250, мм. Расстояния между основными скважинами могут изменяться от 10,0×10,0 м до 12,5×12,5 м. Для данного примера выполнения способа принимаем сетку основных скважин 11,0×11,0 м. Величина перебура основных скважин 3 м; применяемые ВВ: штатные ВВ - гранутол, эмульсионные ВВ - «Ирегель 1136Р». Расчет параметров БВР произведен также по типовой методике, причем предварительно установленные расчетами и уточненные опытным путем параметры БВР на обводненном блоке следующие:
- величина перебура основной скважины, lпер - 3,0 м;
- длина забойки, lзаб - 4,5 м;
- вместимость скважины, Р, кг/п.м:
штатного ВВ - 44;
эмульсионного ВВ - 64;
При оценке качества взорванной руды выход мелких фракций составил порядка 60% от общей массы.
Выполняют следующие расчеты:
1) вычисляют глубину основных скважин
l=Н+lпер=15,0+3,0=18,0 м
Рассчитывают количество эмульсионного ВВ в одной скважине
Qосн=(hскв-lзаб)×64=864 кг
2) устанавливают удельный расход эмульсионного ВВ в основных скважинах qосн=960/(a×в×h)=864/(11,0×11,0×15,0)=0,476 кг/м3,
Приравняв величину удельного расхода ВВ в дополнительной скважине удельному расходу ВВ основных скважин с учетом переходного коэффициента Кn, находят количество штатного ВВ в дополнительной скважине Qдоп.
Figure 00000012
где R - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, R=5,5 м,
q1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3, q1=0,476 кг/м3,
Кn коэффициент выражает отношение теплоты взрыва первого и второго ВВ и при переходе от эмульсионного ВВ ("Иремекс 560") к штатному (граммонит 79/21) и равен 0,7.
Тогда величина заряда в дополнительной скважине
Figure 00000013
Произведя необходимые расчеты по формуле:
Figure 00000014
где Р - вместимость скважины по штатному ВВ,
находят необходимую величину глубины перебура Lпер дополнительных скважин,
Figure 00000015
На технологическом блоке инструментально расставляют точки расположения основных и дополнительных скважин. Бурят с помощью бурового станка шарошечного бурения основные и дополнительные скважины на блоке, около каждой скважины устанавливают репер, на котором указывают назначение скважины и ее фактическую глубину. Бурение основных скважин 1 производят на глубину: Н+lпер, где Н - высота уступа, м; lпер - длина перебура основных скважин, по сетке (а×в), где «а» и «в» - соответственно расстояния между скважинами и рядами скважин. Параметры сетки (а×в) основных скважин 1 устанавливают в пределах зоны образования радиальных трещин: (а×в)=(40÷50)×2 r3, где r3 - радиус заряда основной скважины 1.
Дополнительные скважины 2 бурят в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины 1. В основную скважину опускают боевик на детонирующем шнуре. С помощью смесительно-зарядной машины (СЗМ) SMS подают в основную скважину 864 кг эмульсионного ВВ "Ирегель 1136Р". Таким образом, заряжают все основные скважины. Опускают боевик в дополнительную скважину на глубину (Н-1,0), м. Вручную заряжают дополнительную скважину гранулотолом, разместив расчетную величину заряда, то есть 130 кг в одной скважине. Таким образом, заряжают все дополнительные скважины. По диагональной схеме соединяют все скважины наружной сетью детонирующего шнура (ДТП). Устанавливают замедлители - реле прерывания детонации (РПД). Производят взрыв. Средний удельный расход ВВ на блоке при этом уменьшен в 1,6 раза составил qcp=(864+130)/(Н×а×в)=0,547, кг/м3.
В таблице 1 для сравнения приведены основные показатели по обоим способам отбойки руды в идентичных горно-геологических условиях. Подбор параметров БВР осуществлялся на карьере трубки «Удачная» путем проведения серии опытно-промышленных взрывов с использованием междурядных дополнительных скважин.
Таблица 1
Сравнительные показатели буровзрывных работ по известному и предлагаемому способам
№ п.п. Наименование работ Единица измерения Известный способ Предлагаемый способ
1 Объем блока тыс.м3 50,0 50,0
2 Длина блока м 90,0 90,0
3 Ширина блока м 37,0 37,0
4 Высота уступа м 15,0 15,0
5 Количество основных скважин шт 52 28
6 Количество дополнительных скважин шт 36 18
7 Глубина основной скважины м 18,0 18,0
8 Глубина дополнительной скважины м 15,0 17,0
9 Величина перебура основной скважины м 3,0 3,0
10 Величина перебура дополнительной скважины м - 2,0
11 Расстояние между скважинами в ряду м 8,0 11,0
12 Расстояние между рядами скважин м 8,0 11,0
13 Количество ЭмВВ в основной скважине кг 864 864
14 Количество штатного ВВ в дополнительной скважине кг 80 130
15 Объем буровых работ п.м. 1116,0 810,0
16 Удельный расход ЭмВВ кг/м3 0,898 0,483
17 Удельный расход шт. ВВ кг/м3 0,0576 0,0468
18 Выход руды с 1 п.м скважины м3/п.м. 44,8 61,7
19 Стоимость бурения 1 п.м скважины руб/п.м. 300,0 300,0
20 Стоимость ЭмВВ руб/кг 7,5 7,5
21 Стоимость шт. ВВ (гранулотол) руб/кг 26,0 26,0
22 Расходы на буровые работы тыс. руб 334,8 243,0
23 Расходы по ВВ тыс. руб 389,18 229,89
24 Итого расходы на БВР тыс. руб 723,98 472,89
Как видно из таблицы, заявляемое техническое решение позволяет сократить общие расходы на БВР на 34,6%. Кроме этого, достигнуто равномерное дробление, качественная проработка подошвы уступа, получены отдельности кусков руды, удовлетворяющих технологии обогащения при скважинной отбойке в условиях многолетнемерзлых пород, за счет обеспечения оптимальных параметров распределения зарядов во взрывных скважинах и их пространственного расположения во взрываемом блоке.

Claims (1)

  1. Способ отбойки кимберлитовых пород, включающий бурение основных и дополнительных скважин, размещение в скважинах взрывчатого вещества и взрывание, отличающийся тем, что дополнительные скважины бурят в местах пересечения диагоналей, соединяющих основные скважины, с глубиной перебура Lnep, определяемой по формуле
    Figure 00000016
    где R - радиус дробления горных пород вокруг дополнительного заряда, м;
    q1 - удельный расход ВВ основных скважин, кг/м3;
    Кn - коэффициент выражает отношение теплоты взрыва первого и второго ВВ и при переходе от эмульсионного ВВ к штатному ВВ;
    Qв - часть заряда ВВ дополнительной скважины, располагаемая над линией подошвы уступа, кг;
    Р - вместимость скважины, кг/п.м,
    причем в основных скважинах размещают эмульсионное взрывчатое вещество, а в дополнительных скважинах штатное взрывчатое вещество.
RU2006106425/03A 2006-03-01 2006-03-01 Способ отбойки кимберлитовых пород RU2311609C1 (ru)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2006106425/03A RU2311609C1 (ru) 2006-03-01 2006-03-01 Способ отбойки кимберлитовых пород

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU2006106425/03A RU2311609C1 (ru) 2006-03-01 2006-03-01 Способ отбойки кимберлитовых пород

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU2006106425A RU2006106425A (ru) 2007-09-20
RU2311609C1 true RU2311609C1 (ru) 2007-11-27

Family

ID=38960344

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU2006106425/03A RU2311609C1 (ru) 2006-03-01 2006-03-01 Способ отбойки кимберлитовых пород

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2311609C1 (ru)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2455613C1 (ru) * 2010-12-30 2012-07-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) Способ взрывания горных пород с твердыми включениями

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
КУТУЗОВ Б.Н. и др. Взрывные работы на открытых разработках. - М.: Недра, 1969, с.124, 125. *

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
RU2455613C1 (ru) * 2010-12-30 2012-07-10 Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования "Московский государственный горный университет" (МГГУ) Способ взрывания горных пород с твердыми включениями

Also Published As

Publication number Publication date
RU2006106425A (ru) 2007-09-20

Similar Documents

Publication Publication Date Title
US9389055B2 (en) High energy blasting
EA025642B1 (ru) Способ взрыва горной породы высокой энергии
CN107328327A (zh) 软硬夹杂层状岩体深孔台阶爆破的炮孔装药结构及其方法
Wang et al. Roof pre-blasting to prevent support crushing and water inrush accidents
Zhang et al. A case study of dividing a single blast into two parts in sublevel caving
Eades et al. Understanding the connection between blasting and highwall stability
Dhekne et al. Effect of type of explosive and blast hole diameter on boulder count in limestone quarry blasting
RU2602567C1 (ru) Способ взрывной отбойки руд и пород
Choudhary et al. Stemming plug and its effect on fragmentation and muckpile shape parameters
Singh et al. Investigation of blast design parameters to optimize fragmentation
CN110553559B (zh) 一种利用液态二氧化碳相变控制爆堆属性的方法
RU2311609C1 (ru) Способ отбойки кимберлитовых пород
Chandrakar et al. Long-hole raise blasting in a single shot: Assessment of void ratio and delay time based on experimental tests
Grobler Using electronic detonators to improve all-round blasting performances
Mohamed et al. Determination of bench blast design parameters for limestone quarry at gable okheider, al ain el sukhna–west of gulf of suez, egypt
CN207797897U (zh) 软硬夹杂层状岩体深孔台阶爆破的炮孔装药结构
Reddy et al. Influence of stemming material on performance of blasting
RU2138639C1 (ru) Способ разработки мощных угольных пластов крутого падения
Córdova et al. Blasting and preconditioning modelling in underground cave mines under high stress conditions
RU2366890C1 (ru) Способ образования врубовой полости
Landman How electronics can release the imagination
Zhang Impact of rock blasting on mining engineering
Monjezi et al. Comparison and application of top and bottom air decks to improve blasting operations
RU2478912C1 (ru) Способ взрывания разнопрочных массивов горных пород
Pradhan et al. Explosive energy distribution in an explosive column through use of non-explosive material-case studies

Legal Events

Date Code Title Description
MM4A The patent is invalid due to non-payment of fees

Effective date: 20110302