22.12.2020

Камерные системы с этажным обрушением целиков


Этажным обрушением целиков называется обрушение их сразу на полную высоту этажа при открытых камерах. Выпуск руды в этом случае производится под обрушенными налегающими породами.

В случае этажного обрушения целиков камеры могут отрабатываться любой системой из рассмотренных ранее.

Параметры системы. Максимально возможные размеры, камеры и минимально допустимые размеры целиков устанавливаются пока еще преимущественно опытным путем в каждом отдельном случае.

Ширина камер колеблется от 8—12 до 25—30 м, в отдельных случаях до 40 м (камеры шириной 40 м применяются, например, в Криворожском бассейне на рудниках им. М.В. Фрунзе и им. Р. Люксембург при минной отбойке в залежах мощностью до 40 м).

Помимо устойчивости пород, мощности залежи и высоты этажа, допускаемая ширина камеры зависит от порядка выемки, определяющего сроки стояния потолочины, и обнаженного висячего бока.

Самое непродолжительное стояние потолочины обеспечивается при отбойке руды горизонтальными слоями. В этом случае можно принимать наибольшую ширину камер, если она ограничивается по условию прочности потолочины. На шахтах Криворожского бассейна ширина камер при переходе с подэтажной отбойки руды на отбойку глубокими горизонтальными скважинами была увеличена от 15—20 до 30 м (срок стояния потолочины сократился с 5,6—9,6 до 2,4 мес., иногда даже до 20 дней). Следует однако учитывать, что в большинстве случаев с увеличением их ширины приходится повышать толщину потолочины, что уменьшает камерный запас.

При пониженной устойчивости боковых пород в мощных залежах ширина камер может быть наибольшей при отбойке вертикальными или крутонаклонными слоями в отступающем порядке по направлению к слабому боку.

При кливажной руде иногда вынимают камеру в две стадии: сначала отрабатывают узкую камеру, а затем расширяют ее в одну или обе стороны до полного размера. На Текелийском руднике, где в рудном массиве имеются тектонические трещины и трещины кливажа, во избежание значительного ослабления целиков вынимали сперва камеру шириной около 5 м потолкоуступным забоем с магазинированием. После выпуска руды расширяли камеру в одну сторону до полного размера (10—15 м) с помощью сосредоточенных зарядов или этажных скважин дробового бурения, взрываемых с замедлением сериями примерно по четыре скважины. В последнем случае целики сохранялись лучше, но нарушения в них все же имели место. По-видимому, выемка камер в две стадии не может найти широкого применения, так как вызывает ослабление целиков, особенно при больших зарядах, к которым следует отнести и заряды в скважинах диаметром более 100 мм.

Минимальная ширина междукамерных целиков, помимо горных условий, высоты этажа и длины целиков, существенно зависит также от метода отбойки руды в камерах и наличия в целике подэтажных выработок.

При отбойке руды в камерах большими зарядами (сосредоточенными зарядами или скважинами значительного диаметра) целик должен иметь повышенную толщину, чтобы его не пробили заряды, оконтуривающие камеру, когда по другую сторону целика камера уже отработана. Принято считать, что ширина целика должна быть не менее величины двух-трех л.н.с. зарядов, взрываемых у его границ.

Опыт показывает, что в условиях мощных месторождений с крепкой и устойчивой рудой минимально допустимая ширина междукамерных целиков (не ослабленных подэтажными выработками), составляет приблизительно 5—7 м при отбойке руды в камерах шпурами и скважинами диаметром до 60—80 мм или 10—12 м при диаметре скважин в камере 100—150 мм. При минной отбойке руды в камерах ширина междукамерных целиков должна быть не меньше 12—20 м. В отдельных случаях на шахтах Криворожского бассейна при минной отбойке в залежах ограниченной мощности с монолитной рудой оставляют целики шириной 10 м.

При большой высоте этажа, значительной мощности залежи, повышенном горном давлении или предполагаемой длительной задержке погашения целиков ширина их должна быть увеличена.

Интересный метод расчета ширины междукамерных целиков, основанный на современной теории действия взрыва, предложен А.Н. Ханукаевым. По этой теории безопасной считается такая ширина междукамерного целика, при которой на обнаженной поверхности, т. е. на стороне, противоположной месту взрыва, трещины и откольные явления под воздействием волн напряжений не наблюдаются. Следует иметь в виду, что при этом не учитывается ослабление целика взрывными работами со стороны отработанной камеры.

Толщина надкамерных потолочин в зависимости от срока их стояния, ширины камер и прочности руды колеблется от 4—5 до 10 15 м. Если днище вышележащего блока отрабатывается подэтажным обрушением, толщину потолочины принимают не менее 10—15 м.

При расстоянии между выпускными отверстиями приблизительно до 8 м толщина днища — от горизонта откатки до гребней воронок или траншей — составляет 11—17 м в случае выпуска руды на горизонт грохочения или скреперования с люковой погрузкой вагонеток. Если под камерами не имеется откаточных выработок, что возможно при выпуске на горизонт скреперования, то последний можно считать границей между потолочиной и днищем, толщина которого в этом случае составляет 6—9 м.

При горизонте скреперования с безлюковой погрузкой вагонеток толщина днища равна 9—12 м.

В тех случаях, когда выпускают руду на основной горизонт, где погружают вагонетки погрузочными машинами, расстояние между выпускными отверстиями в днище должно составлять не менее 10—13 м (в зависимости от длины погрузочной машины), а толщина днища соответственно — не менее 9—12 м.

Камерный запас в крутых рудных телах мощностью 15—30 м составляет 45—70%, обычно 50—65%. В обособленных трубообразных залежах за счет объединения смежных камер иногда увеличивают запасы камер до 80%. В более мощных рудных телах камерный запас обычно составляет 40—50%, а в отдельных случаях достигает 55%.

Увеличению относительного объема камер способствуют: 1) увеличение высоты этажа (при увеличении высоты этажа, например, с 50 до 80 м и постоянстве других параметров системы разработки камерный запас возрастает на 10—15%). 2) расположение горизонта скреперования на уровне кровли откаточных выработок или проходка всех откаточных выработок: в боковых проходах и под междукамерными целиками; 3) оставление наклонных междуэтажных целиков при наклонном или недостаточно крутом падении залежей отбойка руды горизонтальными слоями, если ширина камеры ограничивается по условию прочности потолочины, или вертикальными (крутонаклонными) слоями с обнажением в последнюю очередь недостаточно устойчивых боковых пород; 5) интенсификация отработки камер (на базе повышения производительности процессов и концентрации работ); 6) уменьшение диаметра взрывных скважин в камерах, что позволяет уменьшить толщину целиков; 7) обрушение целиков немедленно вслед за отработкой камер, для чего целики должны быть своевременно разбурены.

Частичная выемка целиков перед этажным обрушением. При этажном, обрушении целиков особенно много руды теряется из днища вышележащего блока, так как оно изрезано дучками и воронками, заполненными пустой породой, и при недостаточно крутом падении залежей руды из днища задерживается на лежачем боку при обрушении и выпуске. Последнее происходит также и при обрушении потолочин.

Для снижения потерь иногда предварительно отрабатывают днище вышележащего блока подэтажным обрушением (без. мата).

На шахтах Криворожского бассейна для этой цели обычно применяют вариант грушевидных заходок. Заходками вынимают возможно большую часть руды из боков бывшего скреперного орта (штрека) в интервалах между, парами выпускных дучек. а также из кровли орта напротив дучек. Руда из оставшихся тонких рудных стенок теряется; извлечение руды из днищ достигает 50—70%. В отдельных случаях отрабатывают днище блока вариантом «закрытый веер».

В последнее время в Криворожском бассейне значительно повысилась интенсивность разработки месторождении, и выемка днищ подэтажным обрушением стала встречаться значительно реже, так как она увеличивает срок отработки блока.

На руднике им. Матросова, применяют для выемки днищ вариант подэтажного обрушения — открытые камеры. Иногда под защитой днища вышележащего этажа отдельно обрушают потолочину. В Криворожском бассейне на руднике им. М.В. Фрунзе при минной отбойке потолочину отделяли от днища горизонтальной щелью, пройденной шпуровым методом. В случае отбойки горизонтальными скважинами при толщине потолочины 10—15 м практикуют предварительное обрушение ее нижнего слоя.

Значительное снижение потерь руды достигается при объединении части смежных камер за счет обособленного обрушения отдельных целиков, что по условию безопасности допустимо лишь в отдельных случаях. Объединяют по две камеры, расположенные рядом или одна под другой, а иногда даже четыре камеры — две в одном и две в другом этаже. В течение непродолжительного времени, необходимого для выпуска руды из разделявших эти камеры целиков, обнаженные боковые породы и целики, оставшиеся на границе с обрушенным пространством, сохраняют свою устойчивость.

Обособленному обрушению целиков благоприятствуют высокая устойчивость боковых пород, не очень большая мощность рудного тела (до 20—40 м), ограничивающая пролет потолочины, и трубообразная форма обособленно залегающих рудных тел, что снижает горное давление со стороны боков залежи и обеспечивает изоляцию пустот.

Объединение смежных камер широко практикуется на ряде криворожских рудников, в частности на руднике им. XX партсъезда при разработке столбообразных залежей мощностью 10 20 м с углом падения 55—60°. Камеры располагают по простиранию залежей, дополнительных воронок в лежачем боку не нарезают. Объединяют по две-четыре камеры, что снижает относительный объем руды в целиках с 35—40 до 18—25%. Потери руды из блока, по. отчетным данным, составляют в среднем около 14%, а по отдельным блокам, где удалось объединить четыре камеры, 7—10%. Однако при этом площадь обна

жения висячего бока достигает 7000—10 000 и высота междукамерных целиков увеличивается в два раза, что возможно лишь при очень устойчивых породах.

На руднике им. Р. Люксембург объединяют смежные камеры при разработке залежей мощностью от 10—15 до 40—50 м с углом падения 56—62°. Высота этажа составляет 80 м (один этаж имел высоту 100 м), ширина камер (до объединения) 30—40 м, междукамерных целиков 10—20 м. За счет объединения ряда камер относительный объем их возрастает до 60%.

Этажное обрушение целиков. При отбойке руды в камерах глубокими скважинами или сосредоточенными зарядами применяют для обрушения целиков тот же метод отбойки, что и в камерах.

Сосредоточенными зарядами обрушают целики также и в тех случаях, когда камеру разбуривают горизонтальными скважинами из подэтажных ортов, пройденных в междукамерных целиках. Эти орты используют для заложения сосредоточенных зарядов.

Минная отбойка находит применение и как вспомогательный способ в комбинации со взрывными скважинами при обрушении междуэтажных целиков.

Днище вышележащего блока в большинстве случаев частично разбуривают пневмоударниками или перфораторами. При разработке по простиранию залежей средней мощности и отбойке руды в камерах штанговыми скважинами (из подэтажных ортов, штреков или магазинов) целики также обрушают этим способом, запас руды в целиках в этом случае сравнительно невелик; разбуривают целики из пройденных в них подэтажных ходков в камеры. В мощных залежах, разрабатываемых вкрест простирания, целики обрушают колонковыми зарядами в глубоких скважинах или при очень крепкой руде сосредоточенными зарядами.

При обрушении целиков глубокими скважинами не требуется проходить в целиках подэтажные орты, что позволяет уменьшить ширину целиков, повышает их устойчивость и улучшает дробление руды взрывом. При этом диаметр скважин не ограничивается (в камерах применение глубоких скважин большого диаметра иногда ограничивается по условию сохранности целиков). Проведение массового взрыва упрощается по сравнению с обрушением целиков штанговыми скважинами, число которых в целиках блока составляет десятки тысяч.

За один прием обрушают от одного до трех—пяти соседних междукамерных целиков (вместе с соответствующим участком междуэтажного целика).

Руда при обрушении частично засоряется обрушенными вмещающими породами, особенно если с ними имеется боковой контакт.

Для более полного извлечения руды в первую очередь должны быть взорваны заряды в целиках, расположенных между открытыми камерами. В отношении порядка замедления взрывания зарядов в остальных целиках междуэтажном и крайнем междукамерном — руководствуются пока лишь общими соображениями. Чаще сначала обрушают междуэтажный целик. Обратный порядок применяют в том случае, когда больший объем имеет междукамерный целик в связи с большой его высотой или наличием в междуэтажном целике безрудных включений.

В отдельных случаях для защиты от пустых пород внешнюю кромку крайнего междукамерного целика обрушают в последнюю очередь глубокими скважинами или она самообрушается. Руда из этой кромки теряется.

При выпуске руды обрушенные вмещающие породы могут быстро проникнуть в блок со стороны отработанного пространства. Одной из мер предупреждения этого является ведение выпуска руды через крайние воронки со значительным отставанием для создания защитного барьера из отбитой руды. В тех случаях, когда обрушенные породы более сыпучи, чем отбитая руда, указанная мера не может считаться надежной. Более подвижные обрушенные породы проникают к воронкам, когда над ними еще имеется невыпущенная руда. Причем расположение руды в очистном пространстве неизвестно, а следовательно, выпуск неуправляем.

В таких случаях защитный барьер должен создаваться за счет неполного обрушения по высоте крайнего вертикального целика. Оставшаяся нижняя часть целика отрабатывается по окончании выпуска основной массы руды.

Такой вариант был применен на руднике им. К. Либкнехта. Руда средней крепости в некоторой степени склонна к слеживанию, обрушенные вмещающие породы (кварциты) обладают гладкой скользкой поверхностью, почти не содержат мелких фракций и в результате этого очень подвижны. При этажном обрушении целиков, во избежание проникновения в дальнейшем к выпускным воронкам кварцитов из соседнего отработанного блока, оставляли необрушенной нижнюю часть междукамерного целика высотой около 10 м, которую извлекали затем вариантом «закрытый веер» после окончания выпуска руды из блока. При крепкой руде в некоторых случаях оставляют часть междукамерного целика по ширине в виде предохранительной корки, полностью теряемой.

Условия применения камерных систем с этажным обрушением целиков. Руда должна быть достаточно устойчивой, чтобы при разработке камер не происходило массовых вывалов из целиков.

Вмещающие породы должны быть также достаточно устойчивыми, так как при общем выпуске руды стенки постепенно обнажаются на полную высоту камер (даже в случае магазинирования руды в камерах), вследствие чего возможны вывалы недостаточно устойчивых вмещающих пород, что повышает разубоживание руды при выемке целиков или приводит к ее потере.

В очень мощных месторождениях пониженная устойчивость боковых пород не исключает возможности выемки камер. В этом случае около слабого бока оставляют предохранительную рудную корку толщиной от 2—3 до 5—10 м. Тонкую корку полностью теряют, а при толщине ее 5—10 м обрушают вместе с целиками блока.

Ограниченная мощность залежей, небольшая их протяженность и обособленное расположение особенно благоприятны для камерных систем с этажным обрушением целиков, так как при этом имеется возможность извлечь камерами основную часть запаса, вплоть до объединения смежных камер.

В залежах мощностью 50—60 м приходится увеличивать толщину целиков, сужать камеры и оставлять дополнительно целики между панелями или в торцах камер (в очень мощных пологих залежах дополнительно к междукамерным и междупанельным целикам оставляется междуэтажный целик). Камерный запас снижается до 30—40% и менее, и основной становится стадия массового обрушения, чем, определяется применение системы этажного принудительного обрушения.





Яндекс.Метрика