Классификация систем подземной разработки 4 глава

Для руд средней крепости т колеблется ют 1,2 при нормальном разрыхлении до 1,7 при умеренном уплотнении (k_Р = 1,2).

Рис. 3.3. Равномерно-последовательный выпуск в идеальных условиях: а — перемещение поверхности руды (1 — касающиеся эллипсоиды выпуска; 2 — первоначальное положение поверхности; 3 — последовательные положения; 4 — положение при начале засорения руды; 5 — траектория одной из частиц); б — схема к расчету потерь и засорения руды (1 — расчетные объемы руды, выпускаемой до начала засорения; 2 — то же, остающиеся в блоке к началу засорения)

Из приведенной формулы следует, что

H = mD²; (3.13)

, (3.14)

Объем выпуска

, (3.15)

Освобождающееся от руды пространство заполняется другими частицами руды из окрестностей эллипсоида выпуска, за счет чего в определенной зоне вокруг него происходит вторичное разрыхление.

Если приостановить выпуск, то руда снова начнет уплотняться.

Скорость уплотнения существенно зависит от высоты слоя обрушенных пород и от производимых поблизости взрывов, которые встряхивают руду и ускоряют уплотнение.

Выпуск обычно ведут с небольшими перерывами, недостаточными для того, чтобы вторичное разрыхление существенно уменьшилось.

Форма объема, в пределах которого происходит вторичное разрыхление, подобна эллипсоиду выпуска, отсюда она получила наименование эллипсоида разрыхления.

Объемы выпуска V_B, вторичного разрыхления V_р и коэффициент вторичного разрыхления k'_p находятся в соотношении

, (1.16)

где , — коэффициенты разрыхления руды соответственно до и после выпуска в зоне вторичного разрыхления.

Для кусковых руд = 1,3—1,4; = 1,45—1,55. Отсюда, при нормаль-
ном начальном разрыхлении = 1,07—1,1; V_р = (10÷15)V_B. Для уплотненной
(взрывом или длительным горным давлением) руды при = 1,2 и = 1,45; .

Контакт руды с налегающими обрушенными породами.
Поверхность руды начинает прогибаться после того, когда ее коснется эллипсоид разрыхления. В процессе прогиба образуется воронка внедрения пустых пород, ограниченная по наибольшей окружности контуром эллипсоида разрыхления руды. Эта воронка нижним своим концом достигнет выпускного отверстия, когда первоначального положения поверхности руды коснется эллипсоид выпуска. С этого момента выпускают разубоженную руду.

По мере выпуска воронка внедрения расширяется, поэтому возрастает относительное количество пустой породы в эллипсоиде выпуска и соответственно в дозе выпуска. В определенный момент разубоживание превысит допустимую величину, и выпуск придется прекратить.

С увеличением размеров активного отверстия (выпуск питателями) объем фигуры выпуска увеличивается, форма же ее зависит от формы отверстия только на расстоянии двух-трех диаметров. По Г. М. Малахову объем эллипсоида выпуска прямо пропорционален приведенному диаметру активного отверстия d_np:

, (3.17)

где s — площадь активного отверстия.

Отсюда с учетом (3.15) объем эллипсоида в общем виде

, (3.18)

Выпуск по всей площади блока. В идеальных условиях (см. рис. 3.3, а)
блок большой площади со всех четырех сторон окружен массивом с вертикальными стенками; пустая порода обрушена в крупных кусках, которые не могут проникать в отбитую руду; выпуск руды равномерно последовательный, т. е. поочередно из всех отверстий одинаковыми дозами незначительной величины.

Для расчета площадного выпуска введено понятие касающихся эллипсоидов выпуска (см. рис. 3.3б), диаметр которых равен расстоянию между осями отверстий.

В самом распространенном случае

где — высота заполненной рудой части блока; H_к. _э — высота касающихся эллипсоидов

(3.19)

где D₀ — приведенное расстояние между осями смежных выпускных отверстий
, (3.20)

где а — расстояние между осями выпускных отверстий в ряду; b — расстояние между рядами выпускных отверстий.

Приближенно можно считать, что выше касающихся эллипсоидов по всей поверхности руды частицы опускаются вертикально с одинаковой скоростью и что, следовательно, контакт руды с обрушенными породами перемещается в горизонтальном положении.

Когда поверхность руды опустится ниже вершины касающихся эллипсоидов, то с наибольшей скоростью начинают перемещаться частицы, расположенные прямо над отверстиями, поэтому поверхность руды начинает прогибаться. Со временем прогибы достигнут отверстий, начнется разубоживание и возрастает до критической величины.

Абсолютные потери руды не зависят от высоты блока, но они будут тем больше, чем больше высота прогибов поверхности руды. При прочих равных условиях уровень начала прогибов определяется высотой касающихся эллипсоидов. Увеличение расстояния между выпускными отверстиями увеличивает касающиеся эллипсоиды и, следовательно, абсолютные потери руды.

Относительные потери обратно пропорциональны высоте блоков.

Объем руды над касающимися эллипсоидами выпускают, без примеси пустых пород. Из оставшейся после этого руды извлекают полностью и без разубоживания только объемы, расположенные в касающихся эллипсоидах. Остальную руду разубоживают и частично теряют (см. рис. 3.3). Извлечение чистой руды до начала разубоживания с учетом (3.15)

, (3.21)

а при увеличенном активном сечении выпускных отверстий, согласно (3.18)

, (3.22)

На основании этой величины можно определить потери и разубоживание руды по (3.9).

Расстояние между выпускными отверстиями принимается обычно как минимально допустимое по условию прочности основания блока.

D = kH,

где k — коэффициент, изменяющийся от при H < 40 м
до при H > 100 м.

Увеличивать высоту блока целесообразно за исключением следующих случаев: слеживающаяся руда, в которой при выпуске возможно образование «труб»; неустойчивая руда, при которой длительное поддержание выпускных выработок требует больших затрат или оказывается практически невозможным; недостаточно крутое падение залежей, при котором возможны большие потери руды на лежачем боку.

Боковой контакт отбитой руды с обрушенными породами. Наименьшие потери и разубоживание будут тогда, когда эллипсоид выпуска одновременно достигнет первоначальных положений вертикального и горизонтального контактов с обрушенными породами. Для этого расстояние между выпускными отверстиями на границе блока должно быть увеличено до размера

(3.23)

где D₀ — обычное расстояние между выпускными отверстиями, м; D—диаметр эллипсоида выпуска высотой H, м.

Извлечение чистой руды из объема, приходящегося на граничное отверстие

(3.24)

При числе граничных отверстий n_гр и остальных (внутренних) отверстий в блоке n_вн извлечение чистой руды по всему блоку

, (3.25)

где — извлечение чистой руды из отверстия, находящегося внутри блока, %.

Крупность частиц отбитой руды и обрушенных пород. При наличии мелких фракций и влаги руда слеживается, зоны влияния выпускных отверстий сужаются, а гребни теряемой руды возрастают.

При наличии крупных кусков взрывное вторичное дробление разрушает выпускные выработки и снижает производительность выпуска. После каждой ликвидации затора некоторое время работает не только осевая часть (как при мелкой руде), а почти полное сечение воронки, в результате уменьшаются потери руды в оставшихся гребнях. Однако это гораздо менее существенно, чем недостатки, связанные с наличием крупных кусков.

Мелкие куски налегающих обрушенных пород, особенно если они имеют скользкую поверхность, просачиваются в отбитую руду. По В. С. Дроздову (МГИ) максимальный диаметр просачивающихся кусков

(3.26)

где — средний диаметр кусков руды, образующих структурную решетку, представленных различными фракциями и составляющих 40—60 % от общего количества руды.

Просачивание тем интенсивнее, чем больше в обрушенных породах мелких частиц.

Истечение руды интенсивнее со стороны менее плотной массы, где снижены силы сцепления (или зацепления). В результате эллипсоид выпуска наклоняется под углом до 60° к горизонту (рис 3.4).

При уплотненной (k_р = 1,2—1,3) кусковой руде необходимо начать выпуск на значительной площади (200—400 м²) для того, чтобы привести руду в движение, дать ей вторичное разрыхление, после чего переходят на обычный режим выпуска. Если руда уплотнена слишком сильно (k_р < 1,2), то над отверстиями в результате выпуска

образуются разобщенные полости и истечение прекращается до обрушения сводов полостей. Если отверстие расположено около вертикальной или наклонной (в сторону отверстия) стенки, фигура выпуска отклоняется от него, сокращается ее размер по нормали к стенке.

При недостаточно крутом падении залежи значительная часть отбитой руды остается на лежачем боку в виде так называемой «мертвой зоны» (рис.3.6).

Для снижения потерь руды увеличивают наклон лежачего бока в нижней части блока за счет подработки боковых пород. Вариант целесообразен при угле падения залежи

50—70° и высоте блока до 50—70 м.

При устойчивом лежачем боке, более или менее правильном контакте залежи, угле падения до 50—55° или высоте блока больше 50—70 м целесообразно применение дополнительных полевых воронок с увеличенным расстоянием между их осями (рис.3.7).

Число подэтажей выпуска в породах лежачего бока

(3.27)

где — 10 м — высота верхней части блока, в которой не требуется отверстий в лежачем боку; h — высота подэтажа полевых воронок; м; D — расстояние между рядами отверстий на основном горизонте выпуска, м; k — 1,2—1,5 — коэффициент, учитывающий увеличение этого расстояния для дополнительных рядов воронок;

α — угол наклона лежачего бока.

Величину h округляют до целого числа, затем находят окончательное значение:

, (3.28)

Образование дополнительных воронок в рудном теле у лежачего бока может оказаться целесообразным, если руда устойчива, а породы лежачего бока неустойчивы.

Выбор одного из рассмотренных выше вариантов и его параметров может производиться по условию (1.4) с учетом экономического ущерба от потерь руды на лежачем боку и от дополнительных работ по снижению этих потерь.

Режим выпуска руды. Бессистемный выпуск может снизить извлечение руды на 5—10 % и выше и увеличить разубоживание на 20—30 % . Вместе с тем строгое соблюдение заданного режима требует усиленного контроля, снижает производительность труда и оборудования в связи с прекращением выпуска из того или иного отверстия до окончания смены и т.п. Поэтому строгое соблюдение определенного режима уместно в той мере, в которой это существенно повысит извлечение руды.

Когда обрушают руду сразу на большой площади, целесообразно сохранять этот контакт в горизонтальном положении как можно дольше. Для этого благоприятен равномерно-последовательный выпуск, т. е. поочередный из всех отверстий одинаковыми малыми дозами до появления пустой породы во всех выпускных отверстиях. После этого частицы оставшейся в блоке руды находятся в зоне влияния только ближайших к ним отверстий.

Если отбойка продвигается по длине блока или этажа, то постоянно имеется боковой контакт руды с обрушенными породами и его можно поддержать или в вертикальном, или в наклонном положении. В первом случае накапливают отбитую руду на определенной площади блока, после чего начинают равномерно-последовательный выпуск. Наклонный же контакт достигается первоначально за счет опережающего выпуска из крайних отверстий.

Наклонный контакт целесообразно поддерживать лишь при слеживающейся руде, чтобы сократить продолжительность пребывания ее в очистном пространстве, или при особенно жесткой необходимости выдавать из данного блока рудную массу постоянного качества, что характерно при малом числе действующих блоков.

При недостаточно крутом падении и ограниченной мощности залежей (не превышающей высоты блока) целесообразно выпускать как можно больше руды из отверстий около лежачего бока, чтобы сократить «мертвую» зону. Лишь после появления в них пустой породы производят равномерно-последовательный выпуск из остальных рядов воронок до появления пустой породы, а в дальнейшем по всей площади блока. В более мощных залежах с недостаточно крутым падением благоприятен равномерно-последовательный выпуск с самого начала.

При отбойке в зажиме не следует включать в работу ближайшие к забою выпускные отверстия до тех пор, пока не будет выпущено 15—20 % отбитой руды, что разрыхлит оставшуюся руду. В планограмме выпуска следует учитывать, что за счет уплотнения зажимающего материала взорванная руда сместится на 2—3 м.

При большом горном давлении и слабой руде среднесуточная скорость опускания поверхности отбитой руды должна быть не менее 0,7—1 м, - при высокопроизводительных средствах механизации она достигает 2—2,5 м.

Выбранный режим задается в виде планограммы выпуска, которую необходимо корректировать в связи с неизбежными отклонениями от нее по техническим и технологическим причинам.

Геологическая служба рудника периодическим опробованием контролирует качество рудной массы, чтобы своевременно прекращать выпуск из тех или иных отверстий.

3.3. Общие особенности систем с обрушением

Руду обрушают скважинами или сосредоточенными зарядами на полную высоту этажа и выпускают через выработки в основании блока.

Залежь должна быть мощной. Руды устойчивые и средней устойчивости, не слеживающиеся.

При возгорающейся руде эту систему разработки используют редко, причем профилактически заиливают обрушенное пространство.

Параметры системы. Оптимальную высоту этажа (блока) находят из условия (1.4) с учетом затрат: на проходку этажных выработок (в величинах k, с) и выработок для выпуска и доставки руды; на поддержание перечисленных выработок — при неустойчивых породах и большом горном давлении; на доставку материалов и оборудования; ущерба от потерь и разубоживания руды при выпуске.

Обычная высота этажа 70—80 м; при ограниченной мощности 20—30 м, при недостаточно крутом падении и неправильной форме залежей 45—60 м. В пологих залежах высота блока ограничивается мощностью залежи.

Ширина блока чаще соответствует мощности залежи, но не превышает 60—80 м. При большом горном давлении и не особенно крепкой руде ширина блока не должна превышать 40—50-м. По Г. М. Малахову у границ блока высотой H создается зона, в которой давление на днище снижается. Чтобы все основание блока оказалось в защитной зоне, ширина его

, (3.29)

где и — углы построения защитной зоны соответственно со стороны массива и обрушения (отсчитываются от вертикали).

При средней крепости руд = 17°, = 7°, .

Порядок отработки блоков. Этаж должен быть разделен по длине на выемочные поля приблизительно одинакового размера, состоящие каждое из нескольких блоков. Выемочное поле отрабатывают от центра к флангам (два действующих блока). Лишь блоки на границах полей будут иметь по два боковых контакта с обрушением. Число выемочных полей должно быть равно половине необходимого (для заданной производительности рудника) числа отрабатываемых одновременно блоков.

Сравнивать между собою различные системы этажного принудительного обрушения лучше по условию минимальных убытков (1.4), а с другими системами по доходу согласно (1.3).

3.4. Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой

Руду отбивают подряд по длине этажа, панели (или блока, если панель разделена на блоки).

Вариант с отбойкой в зажиме и донным выпуском руды (рис. 3.8). Часть блока шириной 12—18 м отделяют от массива щелью шириной 6—10 м, имеющей потолочину.

Рис.3.8. Этажное принудительное обрушение с отбойкой в зажиме и донным выпуском руды: 1 — буровой орт; 2— соединительный штрек, 3—конвейерный орт; 4— выработки для вибропитателей; 5— контрольные ходки

Затем обрушают на щель за один прием отрезанную от массива часть блока и примерно такую же по размеру часть с другой стороны. Вертикальные комплекты скважин взрывают с замедлением, начиная от щели, при этом второй и последующие комплекты работают в зажиме. Эта модификация позволяет взрывать более широкие слои, что важно там, где отбойка в зажиме в чистом ее виде возможна лишь небольшими слоями.

При отбойке на подконсольное пространство панель или блок делят на вертикальные секции. Секцию полностью подсекают траншеями или воронками, а затем обрушают руду горизонтальными слоями, начиная с нижнего.

После каждого взрывания выпускают 20—25 % руды, чтобы создать свободное пространство для очередного обрушения. К общему выпуску руды приступают не ранее окончания отбойки в следующей секции.

Нарушенная предшествующими взрывами рудная консоль частично самообрушается, что увеличивает выход негабарита и отрицательно сказывается на производительности работ и показателях извлечения руды. В связи с этим отбойка на подконсольное пространство почти полностью вытеснена отбойкой в зажиме.

Вариант этажного обрушения с торцевым выпуском руды (рис. 3.9).

Рис. 3.9. Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой — вариант с торцевым выпуском руды: 1 — буровые выработки; 2 — доставочные выработки; 3 — вентиляционный штрек; 4 — контур отрезной щели

Добычной горизонт в блоке подготовляют только ортами или штреками. Руду отбивают скважинами в зажиме. После отбойки каждого слоя выпускают всю руду.

На выпуске и доставке руды используют самоходное оборудование или передвижные вибропитатели в комплексе с секционными виброконвейерами.

Угол наклона и толщину слоев выбирают по условиям максимального извлечения руды при выпуске и достаточной устойчивости массива. Наклон забоя в сторону взорванной части блока под углом около 75° возможен лишь при устойчивой руде. Он улучшает извлечение руды, если обрушенные породы мельче, так как при данном положении слоя они не просочатся в руду. Если руда значительно мельче обрушенных пород, то возможен обратный- наклон забоя в сторону массива под углом 80—70°.

Толщина отбиваемого слоя 8—12 м (зависит от высоты блока). Снизу, на высоту 8—12 м, толщина слоя может быть уменьшена до 3—6 м для оставления временного выступа, обеспечивающего более полный выпуск из вышележащей части слоя. Этот выступ или разбуривают обособленно, или образуют за счет недозаряда скважин (в последующем их заряжают и взрывают). Проветривание местное или по спаренной вентиляционной выработке.
Технико-экономическая оценка. При крепкой руде производительность труда забойного рабочего составляет от 50—70 до 110 т/смену. Производительность блока от 50—150 до 200 тыс. т/мес. Потери и разубоживание руды 10—20 %. Удельный расход подготовительно нарезных выработок 1,5—4 м на 1000 т.

Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой имеет перед системой с компенсационными камерами следующие преимущества: устраняется необходимость выемки камер; уменьшается выход негабарита при обрушении блока; снижается на

20—30 % объем подготовительно-нарезных выработок; обеспечивается непрерывность работ по подготовке, разбуриванию, обрушению и выпуску руды; повышается концентрация горных работ; работы более однотипны в связи с отсутствием стадии камерной выемки; используются преимущества отбойки в зажиме.

С другой стороны, извлечение чистой руды гарантируется лишь в объеме частичного выпуска (20—25 %), что меньше объема компенсационных камер (30—35 %).

Исключается возможность совмещения работ по вертикали в различных этажах (тогда как компенсационными камерами можно добывать руду при любом состоянии работ сверху). Пункты добычи руды строго заданы порядком сплошной выемки, что может мешать усреднению качества рудной массы в масштабе рудника.

Этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой обычно заслуживает предпочтения перед системой с компенсационными камерами. Исключение составляют следующие случаи: условия неблагоприятны для отбойки в зажиме; нельзя обрушать налегающие породы в первый период отработки этажа; необходимая стабильность качества рудной массы не может быть обеспечена при постоянных пунктах выпуска руды; относительно неблагоприятные условия для выпуска руды под налегающими обрушенными породами (например, интенсивное просачивание пустых пород).

3.5. Этажное принудительное обрушение с компенсационными камерами

В блоке вынимают 25—35 % руды компенсационными камерами, а затем обрушают на них сразу (с замедлением по комплектам скважин) всю остальную часть блока. Отбойка руды скважинная, реже — минная; выпуск донный.

Компенсационные камеры почти всегда вертикальные (рис. 10, а, б). Система разработки камер — с подэтажной отбойкой или этажно-камерная. Могут применяться горизонтальные подсечные камеры (см. рис. 3.10, в).

Длина блока по простиранию 30—100 м и более, что позволяет разместить в нем от 1—2 до 4—5 камер. Скважины или шпуры для образования воронок взрывают мгновенно, а остальные скважины с коротким замедлением по комплектам. При необходимости обрушают принудительно часть устойчивых налегающих пород.

Против этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой произ-
водительность труда забойного рабочего ниже на 10—30%.

Достоинства, недостатки и условия предпочтительного применения противоположны указанным выше для этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой.

Рис.3.10. Этажное принудительное обрушение с компенсационными камерами: а — вариант с вертикальными компенсационными камерами, общий вид (1-выпускные выработки; 2 — скреперные штреки); б — вариант с вертикальными компенсационными
камерами, примененный в Зыряновском комбинате (1-камера;2-отрезная щель; 3-скреперныйорт; 4-откаточныйштрек; 5-хозяйственный штрек; 6-выработка для разбуривания междукамерных целиков; 7-орт для разбуривания междуэтажного целика; 8 — рассечка для разбуривания воронок; 9-вентиляционный штрек); в - вариант с подсечными камерами (1,2,3,4-буровые, выпускные и откаточные выработки; 5-вентиляционный горизонт).

Рис. 3.11. Подсечка вертикальными веерами скважин

Рис.3.12. Система этажного принудительного обрушения с отбойкой руды вертикальными параллельно-сближенными скважинами (Горная Шория): 1- компенсационная щель; 2 – буровые выработки; 3 – пучки параллельно-сближенных скважин; 4 – веера скважин для погашения потолочины; 5 – веера штанговых шпуров нижней подсечки; 6 – компенсационное пространство нижней подсечки; 7 – траншейный орт; 8 – рудный массив; 9- откаточный орт; 10 – виброустановки для выпуска руды; 11 – смотровые ходки.

Рис.3.13. Система этажного принудительного обрушения с отбойкой руды на горизонтальные компенсационные камеры: 1 – откаточный штрек; 2 – доставочный штрек; 3 – рудоспуск; 4 – буровой восстающий; 5 – вентиляционно-ходовой восстающий.

Требования ПТЭ к системе разработки этажного принудительного обрушения:

· Систему этажного обрушения можно применять при разработке крутопадающих рудных тел мощностью более 10 м и мощных рудных тел мощностью более 10 м и мощных рудных тел с любым углом падения при бедных рудах, не склонных к слеживанию, залегающих в устойчивых и средней устойчивости породах. Вмещающие породы должны обрушаться крупными кусками.

· Порядок отработки этажа при этажном обрушении может быть однослойным (панельным) и двухстадийным (блоковым).

· Отработку запасов блока можно производить в две стадии с предварительной выемкой компенсационных камер или в одну стадию с отбойкой руды в зажиме. Выбор способа отработки определяется технико-экономическим сравнением. При отработке рудных тел с неустойчивыми и трещиноватыми рудами следует отдавать предпочтение вариантам системы с однослойной выемкой. При вариантах с двухстадийной выемкой объем компенсационных камер принимать с учетом разрыхления руды при отбойке.

· При разработке пологих и наклонных (до 35^о ) месторождений и развитом фронте очистных работ параметры блоков и последовательность их отработки следует выбирать такими, чтобы было обеспечено регулярное (планомерное) самообрушение налегающих пород.

· Отбойку руды при системах принудительного этажного обрушения осуществлять взрыванием глубоких скважин. При одностадийной выемке, а также выемке компенсационных камер отбойку руды можно осуществлять послойно или секционно (несколькими слоями). Обрушение целиков и потолочин на компенсационные камеры производить, как правило, в один прием. При массовых взрывах применяется короткозамедленное взрывание.

· Для увеличения извлечения отбитой руды при отработке наклонных рудных тел проходить дополнительные выпускные выработки, применять гидросмыв или механические способы зачистки.

· Запрещается заходить в обрушение для установки скреперного блока. Блок укреплять на стене

3.6. Этажное самообрушение

В основании панели или блока по всей площади проходят выработки для донного выпуска руды. Над ними массив полностью подсекают; руда из него постепенно обрушается под действием силы тяжести и горного давления.

Связь с окружающим массивом ослабляют отсечными выработками или веерами взрывных скважин. Они способствуют разрушению замков сводов естественного равновесия, образующихся при самообрушении руды, тем самым ускоряют обрушение и ограничивают его проектными контурами. В процессе обрушения выпускают излишек (около ¹/₃) руды, чтобы обрушение продолжалось. После полного обрушения рудного массива приступают к общему выпуску руды.

Выемку осуществляют с разделением этажа (или панели) на блоки или всплошную.

Этажное самообрушение применяют при мощности залежи не менее 20—30 м.