Подземная разработка месторождений

- для равнопрочного закладочного массива:
bПРЕД = 5,8*КСЛ*[(ĠСЖ*λ – 0,3)*h]1/2,		(199)
- для разнопрочного закладочного массива:
bПРЕД = 5,8*hН*[(GСЖ. Н*λ – 0,3)*h]1/2,		(200)
где КСЛ – коэффициент, учитывающий слоистость равнопрочного закладочного
массива;
GСЖ	и GСЖ. Н – соответственно, фактическая прочность равнопрочного и нижней
пачки (до	первой плоскости ослабления) несущего слоя	разнопрочного закладочного

массива, МПа;

h – высота равнопрочного или разнопрочного закладочных массивов в заложенных секциях, м;

hН – высота нижней пачки (до первой плоскости ослабления) несущего слоя разнопрочного закладочного массива, м;

λ – коэффициент ослабления равнопрочного и нижней пачки (до первой плоскости ослабления) несущего слоя разнопрочного закладочного массива, отн. ед.

Коэффициент ослабления равнопрочного и нижней пачки (до первой плоскости ослабления) несущего слоя разнопрочного закладочного массива определяется по

эмпирической формуле [52]
λ = КК*КФ*К ВВ,	(201)

где КК – коэффициент, учитывающий колебания качества приготовления закладочных смесей;

КФ – коэффициент, учитывающий неоднородность закладочного массива в результате комплексного проявления формирующих факторов растекания, седиментации компонентов и гидростатического давления в закладываемой секции;

КВВ – коэффициент, учитывающий влияние взрывных работ на закладочный массив

[52] , КВВ = 0,8.

Коэффициент КСЛ, учитывающий слоистость закладочного массива, определяется по

эмпирической формуле

Ксл = exp(-0.4n0,73), (202)

где n – количество плоскостей ослабления.

Под плоскостью ослабления понимается граница разделения слоев закладки, где сцепление между уложенными в погашаемое пространство слоями не значительно и не обеспечивает монолитность искусственного массива. Образование плоскостей ослабления зависит от перерывов в подаче закладки, степени водоотделения закладочной смеси и скорости схватывания цемента. По результатам практических данных принято считать, что перерывы в подаче закладки более 30 минут приводят к образованию плоскости ослабления [52]. Коэффициент КК определяется по эмпирической формуле [52].

КК = 1 - ∆GФАКТ. MAX ,	(203)
где ∆GФАКТ. MAX - максимальное отклонение отдельных	значений определяемой

прочности закладки от их среднего значения в выборке, дол. ед. Установленные автором эмпирические зависимости изменения коэффициента неоднородности формирования закладочного массива (Кф) от длины закладываемой секции (L) выражаются формулами:

Для составов закладки с расходом золы ТЭЦ 240 кг/м3 (см. табл. 4.12.):

Кф = -0,02*L + 1,3, дол. ед.,

(204)

для 15 < L ≤ 40 (интервал изменения длины секции, м).

191

При L ≤ 15 – Кф принимается равным единице (по результатам наблюдений изменение качества закладки при длине секции до 15 м не наблюдается).

Для составов закладки с расходом золы ТЭЦ до 100 кг/м3 или без использования

золы:

Кф = -0,024*L + 1,26, дол. ед.,	(205)
для 15 < L ≤ 40 (интервал изменения длины секции).

При L ≤ 15 – Кф принимается равным 0,9 ед. (по результатам наблюдений изменение качества закладки в среднем составляет 0,9 ед.). Для определения нормативной прочности закладки при прогнозных показателях подработки искусственных массивов используется эмпирическая зависимость, выраженная через ĠСЖ:

для равнопрочного закладочного массива

G			1	* (	b2 ПРЕД		0,3) , МПа	(206)
	СЖ .Н
					33,64 * КСЛ	2 * h
для разнопрочного закладочного массива

G		1	* (	b2 ПРЕД	0,3) , МПа	(207)
СЖ.Н				33,64 * h2 н * h

Используя формулы, полученные автором для расчета количества цемента (qцем), приведенные в табл. 4.11., например, для удельного расхода золы «У» 240 кг/м3:

qцем 998,9 * ( СЖ )0,61543, кг/м3,

(208)

Алгоритм расчета необходимого расхода цемента для приготовления закладочной смеси при расходе золы-уноса ТЭЦ в количестве 240 кг/м3:

Для равнопрочной закладки:

1

b

2

0,61543

q

998,9 *

*

пред

0,3

, кг/м3

(209)

цем

2

33,64 * К

сл * h

Для разнопрочной закладки:

1

b

2

0,61543

q

998,9 *

*

пред

0,3

, кг/м3

(210)

цем

2

33,64 * h

н * h

Очистная выемка под искусственной кровлей в зависимости от ее устойчивости может производиться с применением несущей рамной крепи, предохранительной крепи и без крепи.

Рамная крепь должна применяться в любом из следующих случаев:

а) отсутствуют данные о прочности или слоистости закладочного массива; б) наличие в искусственной кровле нижнего (до первой плоскости ослабления) слоя,

мощностью менее 0,5 метра при возведении разнопрочного закладочного массива и мощностью менее 1,5 метров при возведении равнопрочного закладочного массива;

в) наличие в искусственной кровле слоя, образованного от пролива закладочной смеси, не обрушенного взрывными работами или при оборке кровли;

г) коэффициент устойчивости искусственной кровли меньше или равен 1,0; д) проявление признаков развития горного давления (смятие клиньев, потрескивание

стоек, появление трещин в искусственной кровле); е) отслоение нижнего слоя искусственной кровли;

ж) кровля очистной выработки представлена массивом твердеющей закладки и неустойчивыми, сильно нарушенными породами, подработанными более чем на 0,5 метра.

192

Если кровля очистной выработки представлена массивом твердеющей закладки с проявлением самообрушения, возведение рамной крепи должно производиться с обязательной сплошной затяжкой кровли.

Предохранительные стойки разрешается применять при одновременном выполнении следующих условий:

а) коэффициент устойчивости искусственного массива более 1,0; б) мощность нижнего слоя до первой плоскости ослабления – не менее 0,5 метра при

возведении разнопрочного закладочного массива и не менее 1,5 метров при возведении равнопрочного закладочного массива.

Если с какой-либо стороны выработки закладочный массив подработан не полностью, то есть имеет породную опору, то стойки с этой стороны могут не устанавливаться.

Очистная выемка под искусственной кровлей без крепи допускается при одновременном выполнении следующих условий:

а) коэффициент устойчивости искусственной кровли более 1,3; б) мощность нижнего слоя до первой плоскости ослабления не менее 1,0 метра при

возведении разнопрочного закладочного массива и не менее 1,5 метров при возведении равнопрочного закладочного массива;

в) категория устойчивости вмещающих пород – не ниже средней; г) отсутствие раздробленных участков пород и глинки трения на контакте с

закладочным массивом; д) отсутствие в боковых углах закладочного массива навала горной массы, не

пропитанного закладкой.

Расстояние между рамами принимается:

при КУ < 0,5 от 1 до 1,5 м;

при КУ = 0,5 ÷ 0,8 от 1,5 до 2,0 м;

при КУ > 0,8 от 2,0 до 3,0 м.

Плотность предохранительных стоек принимается:

при КУ ≤ 1,3 – не более 6 м2 искусственной кровли на 1 стойку;

при КУ > 1,3 – не более 9 м2 искусственной кровли на 1 стойку. Расстояние между рядами стоек не должно превышать 4 метра.

Отставание крепи от груди забоя (перед взрывом) принимается на основании

эмпирической зависимости

-при КУ < 0,3 – отставание не допускается;

при КУ = 0,3 ÷ 0,5 – не более 1,5 м;

при КУ = 0,5 ÷ 0,8 – не более 2,0 м;

при КУ = 0,8 ÷ 1,3 – не более 3,0 м;

при КУ > 1,3 – не более 4,5 м.

При наличии в кровле слоя, образованного от пролива закладочной смеси или при наличии признаков отслоения нижнего слоя, отставание от груди забоя принимается не более 1,5 метров. Подрабатываемые включения пустых пород, окруженные закладкой, крепятся рамами со сплошной затяжкой кровли.

Все сопряжения слоевых выработок с вертикальными выработками должны быть закреплены независимо от прочности и устойчивости искусственной кровли и вмещающих пород. Место сопряжения слоевой выработки с заходкой должно быть

193

закреплено до начала выемки заходки. Затяжка кровли и бортов очистных выработок может производиться металлической сеткой или досками.

При установке стоечной и рамной крепи, между стойками (верхняками) и искусственной кровлей должны быть расположены сигнальные подкладки в виде деревянного клина с поперечными размерами примерно 40×60 мм и длиной около 300 мм.

Признаками проявления горного давления являются смятие клиньев, потрескивание стоек, появление трещин в искусственной кровле. Признаком отслоения нижнего слоя закладки является характерный глухой звук при простукивании кровли.

При обнаружении признаков, характеризующих проявления горного давления или отслоение закладки, данный участок выработки должен быть дополнительно закреплен рамами. Работы по усилению крепи должны выполняться по распоряжению лица технического надзора.

Контрольные вопросы

1. Принципы построения классификации систем разработки рудных месторождений?

2.Основные классификации систем подземной разработки?

3.Порядок изучения систем разработки?

4.Условия применения систем разработки?

5.Сравнительная технико-экономическая характеристика системы разработки?

6.Выбор системы разработки?

7.Методика выбора систем подземной разработки рудных месторождений?

8. Последовательность выбора системы разработки методом

исключений?

9.Учет затрат на геолого-разведочные работы?

10.Технико-экономическое обоснование выбора системы разработки?

11.Обоснование параметров систем разработки?

12. Последовательность выбора подготовительно-нарезных

выработок?

13.Последовательность расчета очистных работ?

14.Извлечение полезных ископаемых?

15.Определение размеров основных элементов систем разработки?

16.Методика оценки вариантов производства природного урана?

17.	Определение областей применения	наиболее	эффективных	вариантов
производства природного урана?
18.	Типичный вариант системы разработки	подэтажными	штреками?

19.Варианты системы разработки подэтажными штреками?

20.Основные производственные операции при очистной выемке?

21.Размеры элементов системы подэтажных штреков?

22.Способы выемки междукамерных и междуэтажных целиков?

23.Выемка междукамерных целиков?

24.Ликвидация пустот, образующихся после выемки руды?

25.Основные системы с магазинированием руды?

26.Системы с потолкоуступной шпуровой отбойкой?

27. Подготовительные работы и размеры основных

элементов системы?

28.Система разработки урановых руд блоковым магазинированием с последующим подземным выщелачиванием?

29.Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой?

194

30. Применение нисходящей слоевой выемки с твердеющей закладкой при разработке урановых руд?

31. Закладка очистного пространства при нисходящей слоевой выемке?

195

Глава 5 ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ

Под технологическими процессами очистной выемки подразумеваются отдельные укрупненные операции, которые в совокупности позволяют производить добычу руды. Кроме работ по собственно очистной выемке на руднике производится огромное множество других работ по обеспечению всем необходимым очистную выемку.

5.1. КЛАССИФИКАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННЫХ ПРОЦЕССОВ ПОДЗЕМНЫХ ГОРНЫХ РАБОТ (по В.Р. Именитову1)

5.1.1.Основные технологические процессы

I.Процессы горно-капитальных работ.

2.Проведение горно-подготовительных выработок на горизонтах.

3.Проведение подготовительно-нарезных работ в блоках.

II. Процессы очистных работ.

1.Отбойка руды - отделение руды от массива с дроблением на куски.

2.Доставка руды - перемещение руды от забоя до откаточного горизонта.

3.Вторичное дробление руды.

III. Процессы поддержания очистного производства - закладка, крепление, упрочнение пород.

3.Процессы перемещения и дробления руды вне очистного блока.

1.Подземная транспортировка руды - от блока до ствола.

2.Подземное дробление руды - в дробилках до d< 200 мм.

3.Подъем руды, складирование, отгрузка потребителю или первичная переработка на обогатительной фабрике.

IV. Процессы управления качеством рудной массы - селекция, сортировка, усреднение.

V.Процессы перемещения пустой породы вне проходческого забоя.

1.Транспортировка пустой породы от забоя до ствола.

2.Подъем пустой породы по стволу.

3.Образование породных отвалов.

5.1.2. Вспомогательные технологические процессы

I. Монтажные и ремонтные работы.

1. Монтажно-демонтажные работы в очистных блоках.

2. Ремонт оборудования вне блоков.

3. Ремонт горных выработок.

4 Процессы транспортировки людей, материалов и оборудования. 4.1. Спуск-подъем людей, материалов и оборудования по стволу.

4.2. Транспортировка людей, оборудования от ствола к блоку. 4.3. Доставка материалов и оборудования в очистных блоках. 5. Процессы энергоснабжения, вентиляции и водоотлива.

5.1. Энергоснабжение электричеством участковых подстанций. 4.2. Энергоснабжение сжатым воздухом.

5.3. Водоснабжение буровых машин, оросительных систем. 5.4. Вентиляция, кондиционирование и очистка воздуха.

5.5. Водоотлив - обслуживание насосов, водосборников.

II. Геолого-маркшейдерские работы.

1. Геологическое обслуживание горных выработок.

196

2. Маркшейдерские работы - планирование и контроль направления, объемов проходческих и очистных работ.

III. Контроль качества рудной массы - технический отдел, химлаборатория, геофизический отдел.

IV. Прочие вспомогательные работы - обслуживание складов материалов и оборудования, бытового комбината.

5.2. ОСНОВНЫЕ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ

Процессы отбойки, доставки руды, управления горным давлением составляют 75-90 % общих затрат на очистную выемку и 35-50 % всех затрат по руднику.

5.2.1. Отбойка руды

Отбойка руды бывает буровзрывной, механической, гидравлической и электрофизической.

Руды с коэффициентом крепости более f = 6 отбивают шпуровыми, скважинными или минными зарядами.

Диаметр бурового инструмента:

•для бурения шпуров (длина до 5 м) - 32, 36, 40, 42, 46, 55, 59, 65 мм;

•для бурения скважин - 76, 93, 105, 112, 125, 132, 145 мм.

Длина буровой штанги от 0,7 до 4,3 м, обычная длина -1,5,1,8,2,2,2 м. Для бурения шпуров и скважин применяют:

•сверла;

•«бурильные головки» (перфораторы, бурильные установки, буровые станки);

станки с погружными пневмоударниками;

станки шарошечного бурения.

Перфораторы (ударно-поворотное бурение) бывают:

ручными (Q < 36 кг) на пневмоподдержке;

колонковыми на распорной колонке с податчиком;

телескопными с соосной пневмоподдержкой.

Для относительно широких забоев (В > 1,5 м) для бурения шпуров используются самоходные буровые установки с двумя-тремя перфораторами на стрелах-манипуляторах с податчиками, для бурения скважин используются переносные буровые станки.

Эффективность отбойки характеризуется:

сменной производительностью бурового оборудования - диапазон 10-30 м/смен;

удельным расходом ВВ - диапазон 0,4-0,8 кг/т или 0,5- 2 кг/м3;

точностью отбойки, т.е. отклонением от проектного контура (от 2-3 см до 2-3 м);

качеством дробления руды, т.е. выходом негабаритов (до 20 % объема отбитой руды).

Сменная производительность измеряется в м2/смен, м3/смен или т/смен: где - выход руды с 1 м скважины (шпура), м3/м; L - длина пробуренных скважин (шпуров) за смену, м/смен.

Выход руды - средний объем или масса отбиваемой руды с 1 м скважины (шпура), диапазон 5-20 т/м зависит от конструкции вруба, заряда ВВ, типа ВВ, взрываемости руды, наличия свободной поверхности.

5.2.1.1. Шпуровая отбойка

Отбойка производится: а) в восходящем порядке (сплошным, потолкоуступным забоем); б) в нисходящем порядке (сплошным, почвоуступным забоем); в) в горизонтальном направлении (опять сплошным или уступным забоем).

197

Шпуровая отбойка используется при разработке месторождений небольшой мощности с применением подэтажно-камерных систем с небольшой высотой подэтажа и слоевых систем с отбойкой руды слоями до 3-4 м (обычно 1,5 м).

Отличием шпуровой отбойки руды при очистной выемке от отбойки руды при проходке горизонтальных выработок является обязательное наличие не менее двух обнаженных поверхностей: одной, в которой выбуривают шпуры, и другой, на которую производится выброс руды и параллельно которой бурят шпуры (чтобы исключить врубовые шпуры).

Шпуры диаметром 30-40 мм используется в маломощных жилах, а с d = 45-70 мм - в более мощных залежах. Выход горной массы колеблется в пределах = 0,3-l,5 м /м, а удельный расход ВВ - в пределах q = 0,7-2,5 кг/м3.

Производительность труда бурильщика составляет Р = 5-40 м3/смен при бурении ручными перфораторами Р = 7-500 м3/смен при использовании самоходных буровых кареток (с одной стоянки установка типа УБШ может обурить параллельными шпурами забой размерами до Bxh = 8,7x7,2 м).

Таблица 5.1

Выбор перфораторов

1. Ручные перфораторы ПП

Масса, кг	Диаметр d, мм	Длина L, м	Коэффициент крепости, f
< 12,5	Используются на вспомогательных работах
<20	<46	<3	<10
<25	<50	<5	<16
25-33	<65	<6	<14

2. Телескопные перфораторы ПТ массой 40-50 кг используются для бурения восходящих шпуров: диаметр d = 42-85 мм; длина L= 10-15 мм; коэффициент крепости f= 4-20.

3. Тяжелые перфораторы ПК ("колонковые") массой 60-75 кг используются для бурения удлиненных шпуров-скважин: диаметр d = 52-85 мм; длина L < 154-25 мм; коэффициент крепости f= 8-20.

Для заряжания шпуров гранулированными ВВ используются эжекторные пневозарядчики "Курама-7М" (горизонтальные и слабонаклонные шпуры) и "Курама-8" (вертикальные шпуры). Инициируют заряд в шпуре патроном-боевиком с капсюлемдетонатором (при огневом взрывании) или с электродетонатором (при электрическом). Патрон-боевик вводят в шпур последним и той стороной, с которой находится детонатор.

			Таблица 5.2
	Выбор взрывчатых веществ
ВВ	Коэффициент	Обводненность	Заряжание
	крепости
Аммонал	<12	Любая	Ручное
Аммонал скальный № 3	>8	То же	То же
Аммонит скальный № 1	>14	Малая	и
Аммонит 6ЖВ	<8	Любая	и
Детонит М	>6	Средняя	к
Гранулит АС-8	>8	Малая	Механизированное
Гранул ит АС-4	>6	Нет воды	То же
Гранулит М	<12	Тоже	и
Игданит	<8		и
			198

Обычно используются гранулированные ВВ, которые можно заряжать пневмозарядчиками в шпуры d> 34 мм. Ручное заряжание патронированными ВВ применяется в шпурах d - 28+40 мм (диаметр патронов dn - 23+31 мм, длина 210— 300 мм, масса патрона 200, 250 или 300 г, плотность патронирования А = 1100-1200 кг/м3).

5.2.1.2. Скважинная отбойка

Около 50 % руды отбивается на рудниках скважинами, из них скважинами малого диаметра (до 90 мм) - 15 %.

Скважинная отбойка применяется при разработке месторождений средней и большой мощности параллельными, веерными или пучковыми скважинами диаметром d= 45-105 мм. Отбойка осуществляется вертикальными, наклонными или горизонтальными слоями на компенсационное пространство или «в зажиме».

При отбойке руды вертикальными слоями камера разбуривается с одного или двух-трех подэтажей восходящими и нисходящими скважинами, при редкой отбойке горизонтальными слоями в блоке потребуется большее количество буровых выработок. При отбойке вертикальными или крутонаклонными слоями различают этажную и подэтажную отбойку. Проще всего соблюдать проектное расположение скважин при вертикальных слоях, однако иногда трещиноватость или слоистость определяет другой угол наклона слоев. При большом расстоянии между плоскостями ослаблений скважины следует располагать перпендикулярно к плоскости основной системы трещин с тем, чтобы исключить отделение взрывом крупных частей массива и уменьшить утечку газов взрыва по трещинам. При мелкослоистой руде (при относительно малом расстоянии между плоскостями трещин), наоборот, целесообразно бурить скважины параллельно плоскости господствующей трещиноватости. Так как наибольшее число отказов с ВВ происходит в обводненных скважинах, то скважины стараются бурить восходящими или же сквозными нисходящими (но их сложнее зарядить).

В отбиваемом слое скважины располагаются параллельно или веерно. При параллельном расположении скважин размещение ВВ по массиву более равномерное, так как отсутствуют сближенные и удаленные участки и меньше требуется самих скважин для обуривания слоя. Зато при веерном расположении меньше требуется буровых выработок и перестановок бурового станка. Веерное расположение выгоднее параллельного при скорости бурения более 10 м/смену.

Коэффициентом сближения скважин называют отношение расстояния между скважинами в ряду к линии наименьшего сопротивления - ЛНС (т = а/W7). Обычно расстояние между концами скважин в веере больше расстояния между параллельными скважинами на 20 %. При мгновенном взрывании зарядов в ряду (веере) коэффициент сближения, во избежание пробоя по плоскости их расположения, принимают увеличенным до т = 1,6-2, а при поочередном взрывании до т = l-l,2. При т < 1 возможен преждевременный прорыв газов взрыва между скважинами.

Коэффициент сближения увеличивают при расположении скважин параллельно трещинам и уменьшают при перпендикулярном расположении к трещинам.

Лучшее оконтуривание отбойкой достигается при расположении скважин параллельно

199

границам камер, но это требует дополнительных буровых выработок, поэтому оконтуривание обычно производится торцами скважин с перебуром на величину (0,2- 0,4)W. В России используются скважины диаметром 60-90 мм при средней крепости руд и 100-150 мм - при крепких рудах. За рубежом чаще используются скважины диаметром от

40-80 мм.

Преимущества скважинной отбойки по сравнению со шпуровой:

увеличение в 2-3 раза производительности труда на отбойке;

независимость процессов бурения и взрывания от доставки руды;

безопасность бурения из специальных закрепленных выработок (в очистном пространстве людей нет);

возможность выемки руды без крепления и закладки очистного пространства;

пониженная запыленность воздуха и высокая механизация труда.

Недостатки:

худшее дробление руды;

малая точность контура отбойки, отсюда большие потери и разубоживание;

ограничение области применения залежами средними и мощными (М > 5-8 м), хотя разработан способ щелевой скважинной отбойки маломощных рудных тел;

большое сейсмическое воздействие на законтурный массив.

При выборе диаметра скважин надо учитывать:

с увеличением диаметра (и изменения способа бурения) нарастает объемная скорость бурения (см3/смену), например, в 2-3 раза при увеличении диаметра от 70 до 200 мм;

удельный расход ВВ на отбойку (при том же качестве дробления) практически не изменяется при густой сетке трещин и в 2-3 раза возрастает при монолитной руде и редкой системе трещин.

Следовательно, большой диаметр вызывает снижение производительности труда на отбойке крупноблочной и монолитной руды и увеличение производительности при мелкоблочной структуре.

С уменьшением диаметра уменьшается степень воздействия взрыва на законтурный массив, почти исключается выход негабарита и нарушения целиков, малый диаметр может применяться при любых горно-геологических условиях.

Недостатки малых диаметров скважин:

1)очень большое потребное число скважин при обрушении крупных массивов руды, это усложняет взрывные коммуникации, увеличивает продолжительность заряжания, снижает надежность взрыва, вызывает рост числа отказов и растет опасность ведения работ;

2)смещение пробуренных скважин из-за соседних взрывов и горного давления может привести к их полной потере, тогда как скважины большого диаметра часто удается зарядить и при их смещении.

Таким образом, более широкое распространение должны получить скважины малого диаметра в случаях:

послойной отбойки руды;

при малоустойчивой руде или вмещающих породах (или при наличии контакта с затвердевшей закладкой) во избежание законтурного обрушения;

при сравнительно небольшой мощности рудных тел, а также на нарезных работах (подсечка, образование выпускных траншей);

200