22.12.2020

Камерная система с минной отбойкой руды и этажным обрушением целиков на Криворожском руднике им. Р. Люксембург


Рудные тела падают под углом 56—62°, мощность их колеблется от 2 до 60 м, в основном 40 м. Крепость руды изменяется от 2—4 до 16—20, составляя преимущественно 10—18. Объемный, вес руды в массиве в среднем равен 3,5 т/м3. Руда содержит около 60% железа, в породах висячего бока содержится 20—35% железа.

Сосредоточенными зарядами отбивают руду в залежах мощностью более 10—15 м (и, в виде исключения, при мощности 5—10 м) при коэффициенте крепости руды приблизительно от 8.

В связи с недостаточно высокой скоростью бурения глубоких скважин минная отбойка пока еще оказывается производительнее отбойки скважинами.

При минной отбойке применяют камерную систему разработки с этажным обрушением целиков (рис. 23).

Выпуск руды производят на горизонт грохочения. Объясняется это тем, что мощность скреперных лебедок не превышает 28 квт, а при этом выпуск на горизонт скреперования оказывается малопроизводительным. При использовании лебедок мощностью 50 квт целесообразно подготавливать блоки с горизонтами скреперования.

В ряде блоков, помимо двух-трех ортов грохочения, проходят один скреперный орт, что дает возможность увеличить расстояние между откаточными ортами.

В камерах обрушают руду подэтажами на подсечку, сосредоточенные заряды располагают непосредственно в подэтажных ортах без забойки.

Минные горизонты в камерах изолированы от целиков во избежание разрушения последних.

Целики обрушают при открытых камерах. Минные выработки в целиках также не забучиваются, однако минные карманы нарезаются, так как один ряд зарядов не обеспечивает достаточного дробления целика, а для двух ортов на каждом подэтаже ширина целика недостаточна.

Для увеличения относительного объема камер ширину некоторых целиков уменьшают на 3—5 м за счет отбойки скважинами вертикального слоя руды после отработки, смежных камер (см. рис. 23).

Нарезка подэтажей в камере опережает отбойку обычно лишь на один подэтаж, поэтому при каждом массовом взрыве приходится демонтировать воздушные, водяные и силовые коммуникации, а затем снова их восстанавливать.

За состоянием целиков наблюдают с помощью геофонов.

На основном горизонте применяются вагонетки емкостью 4 м3, у шахтного ствола установлена подземная щековая дробилка размером 900x1200 мм с разгрузочным отверстием 200 мм. Просвет между колосниками на горизонтах грохочения составляет лишь 300 мм в связи с тем, что люки не рассчитаны на крупную руду. Таким образом, преимущества, которые дает наличие подземной дробилки, почти не используются.

Высота этажа составляет 80 м. При наличии промежуточного горизонта, вскрытого слепым шахтным стволом, один этаж имел высоту 100 м, но междукамерные целики в нем оказались недостаточно прочными и потери руды из них были непомерно большими.

Кровля камеры располагается на уровне вентиляционного горизонта или при менее устойчивой руде на 8—9 м ниже (см. рис. 23). В первом случае сосредоточенные заряды в потолочине размещаются на горизонте вторичного дробления вышележащего блока, во втором случае закладываются дополнительные заряды на вентиляционном горизонте. Смежные камеры часто объединяют путем обрушения разграничивающего их целика, что повышает камерный запас приблизительно до 60%. Площадь обнажения висячего бока достигает при этом 5000—8000 м2.

В ортах грохочения применяют, по возможности односторонний выпуск руды, так как при парных дучках не обеспечивается безопасность работ, а при шахматном расположении дучек расстояние между люками в откаточном орте слишком мало.

Грохотные решетки выполнены из стальных труб диаметром 150 мм, без поперечин. Решетки обычно расположены прямо в орте, объем нарезных работ при этом сокращается и, кроме того, облегчается доступ к грохоту. Однако передвижение по орту и расчистка решеток затрудняются. При шахматном или, одностороннем расположении выпускных дучек целесообразно разделывать из орта грохочения неглубокие ниши и размещать каждый грохот наполовину в нише, наполовину в орте. Тогда наряду со свободным проходом по орту обеспечивается сравнительно легкий доступ ко всем участкам грохота, а ликвидация заторов в дучках возможна с подошвы орта из безопасных мест (при более глубокой нише, в которой размещается вся грохотная решетка, осмотр и ликвидация заторов наиболее опасны).

В блоке на выпуске работают обычно два грохотчика, которые отбираются из наиболее квалифицированных рабочих (и имеют самый высокий заработок на руднике).

Подсечку камеры выполняют следующим образом. Восстающие, расположенные у лежачего бока, соединяют на горизонте подсечки штреком, после чего один из восстающих является только рудоспуском, а другой служит для передвижения людей и спуска-подъема материалов. Из штрека нарезают орты над пробитыми с горизонта грохочения дучками и затем, отступая от висячего бока к лежачему, образовывают воронки и низкую подсечку шпурами, пробуренными в стороны и вниз.

Подсечка камеры вместе с образованием воронок занимает около 3 мес., производительность труда бурильщика на подсечке составляет 31 т/смену против 80—120 т/смену в среднем по блоку. Следует полагать, что значительно эффективнее была бы траншейная подсечка глубокими горизонтальными скважинами.

Под целиками образовывают воронки штанговыми скважинами, некоторые воронки остаются в виде грушевидных заходок, не соединенных с очистным пространством, что снижает извлечение руды.

Одновременное обрушение в камере двух подэтажей вызывало значительные разрушения, и часть руды (около 30% взрываемого объема) самообрушалась крупными глыбами. При замедлении 2 сек по минным ортам часть зарядов выносило воздушной волной. Переход на короткозамедленное взрывание снизил сейсмическое действие взрыва (улучшенного дробления руды при этом не замечено). Детонаторы имеют интервал 25 мсек. Замедление в подэтаже производится по ортам: сначала срабатывают заряды одного из средних ортов, затем соседнего с ним по одну сторону, соседнего — по другую сторону и т.д. Заряды каждого орта соединяют между собой ДШ для одновременного взрыва.

В целиках минные подэтажи взрывают с миллисекундным замедлением, начиная с нижнего; заряды каждого подэтажа соединяют между собой ДШ.

При подготовке к массовому взрыву следят за тем, чтобы все выпускные дучки и воронки были заполнены отбитой рудой. Замечено, что это условие особенно важно при обрушении нижних подэтажей камеры, когда объем свободного пространства в камере еще мал. При обрушении верхних подэтажей камеры наличие незаполненной дучки не оказывает заметного влияния на состояние выработок.

В горловинах пустых дучек взрывают заряды BB (в мешках) для обрушения зависших по краям воронки «гребешков» из отбитой руды. Над отдельными воронками для лучшего их заполнении перед обрушением нижнего подэтажа подрывают кровлю подсечного пространства 8—10 шпурами.

Взрывание сосредоточенных зарядов производят раз в месяц в четырех-пяти камерах по 30—40 т BB в каждой, всего по 150—200 т. После посадки целиков взрывали в блоке до 160 т BB и больше. Два-три дня занимает подготовка взрыва, в которой участвуют почти все рабочие шахты, две смены уходят на проветривание.

Массовые взрывы вызывают в шахте повреждения люков, трубопроводов, крепи.

Расход BB на отбойку в камерах, равный 1000—1300 г/г, признан оптимальным; не только снижение, но и повышение расхода против этой величины ухудшает дробление руды, так как усиливает разрушение невзорванной части массива.

Дробление руды при обрушении целиков часто оказывалось недостаточным, так как в целиках не успевали пройти всех запроектированных минных выработок, вследствие чего и расход BB на обрушение снижался до 200—30 г/т. При нормальном удельном расходе BB руда дробится удовлетворительно. Так, в блоках 68/74 и 74 при коэффициенте крепости руды 16—18 затратили на обрушение целиков BB в количестве 890 г/т при объеме нарезных работ 3,9 м на 1000 г руды. Расход BB на вторичное дробление при выпуске руды из целиков был равен 114 г/т. Производительность труда бурильщика составила 300 г/смену, грохотчика 185 т/смени.

В одном из блоков применили минную отбойку при мощности залежи 5—6 м, угол падения залежи составлял 50°, коэффициент крепости руды 15—18. Высота минного подэтажа была принята 7 8 м. Заряды укладывали в штреках, пройденных у контактов лежачего и висячего боков, забутовки не применяли. Расход BB на отбойку составил 2 кг/м3, дробление руды было удовлетворительное.

Технико-экономические показатели системы приведены ниже:
Камерная система с минной отбойкой руды и этажным обрушением целиков на Криворожском руднике им. Р. Люксембург

Из целиков извлекали лишь 10—40%, иногда 50% запаса, так как в налегающих породах содержится глина, которая вскоре после начала выпуска руды проникает к выпускным воронкам. В отдельных блоках были пройдены дополнительные полевые воронки, но и через ниx не удалось выпустить большого количества руды до появления глины.

В мощных участках залежи потери руды по блоку достигали 30% и более. В среднем за 1944—1958 гг. потери руды составили по отчетным данным около 14%, разубоживание 10,4%.

Для повышения эффективности системы разработки с минной отбойкой на данном руднике следует: 1) заменить горизонты грохочения горизонтами скреперования, оборудованными мощными скреперными лебедками, (мощностью не менее 50 квт); 2) увеличить крупность выпускаемой руды в соответствии с размерами установленной под землей дробилки; 3) применять траншейную подсечку горизонтальными скважинами; 4) изыскивать пути снижения потерь.





Яндекс.Метрика