22.12.2020

Система этажного обрушения с компенсационными камерами на рудниках Лениногорского полиметаллического комбината


Месторождение расположено в гористой местности и представлено несколькими рассредоточенными на большой площади пологими линзами минерализованных микрокварцитов. Мощность линз изменяется от 10 до 150—200 м. В толще микрокварцитов условно выделены по границам минимального промышленного содержания металлов пологие рудные тела изменчивой конфигурации мощностью от 6—10 до 25—50 м и более. В мощных линзах (рис. 27, а) совмещается по вертикали несколько рудных тел, остальная часть линз представлена прослоями не промышленных микрокварцитов и сланцев. Большинство линз имеет куполообразную форму, в этом случае по краям линзы отдельные рудные тела имеют радиальное падение под углом до 30—40°.

Микрокварциты очень крепки (коэффициент крепости 15—18) и преимущественно устойчивы. Встречается пониженная устойчивость в зонах тектонических нарушений и серицитолизации.

Над микрокварцитами залегают глинистые сланцы, вязкие и пластичные. Близ контакта сланцы окремнены и крепость их равняется 6—8. В очистных выработках ограниченной ширины глинистые сланцы отслаиваются отдельными кусками с кровли, а при больших обнажениях приходят в движение. Местами сланцы перемяты и пронизаны густом сетью трещин. Кровля отдельных линз представлена красно-зелеными туфами, по устойчивости мало отличающимися от глинистых сланцев.

Одни рудные тела залегают непосредственно под глинистыми сланцами, другие имеют в кровле прослой непромышленных микрокварцитов мощностью до 15 30 м.

В руде преобладает невысокое содержание металлов. По содержанию серы руда пожаробезопасная, содержание кремния 60—75%. Средний объемный вес руды в массиве 2,8 т/м3.

В микрокварцитах, окружающих рудные тела, содержание металлов на 25—30% и более ниже современного минимального промышленного содержания.

Приток подземных вод при разработке отдельных линз достигает 400—500 м3/ч.

Системы с массовым обрушением впервые были применены на этих рудниках в 1947 г., а с 1951 г. они уже имеют почти исключительное применение.

Основной является система этажного принудительного обрушения с компенсационными камерами, занимающими 20—40% объема блока. Более высокий относительный объем камер обычно невозможен, так как, помимо вертикальных целиков шириной не менее 12 м (при отбойке руды в камерах скважинами диаметром 100—150 мм), приходится оставлять рудную потолочину под неустойчивыми налегающими породами или обрушенным пространством.

Отбивают руду глубокими скважинами и частично сосредоточенными зарядами, выпуск производят на горизонт скреперования.

Породы кровли самообрушаются или их обрушают принудительно.

Высота этажа составляет лишь 35 м, так как при большей высоте объем работ по проходке полевых восстающих к рудным телам в интервалах между основными горизонтами был бы слишком большой. На отдельных участках этажи сдваиваются, промежуточный горизонт используется для подготовки блоков.

Этаж делят на панели шириной 50 м в пределах максимального контура линзы независимо от предполагаемых контуров отдельных рудных тел. Границы панелей совмещаются по вертикали во всех этажах.

Из панельных штреков по прямоугольной сетке, приблизительно через 40 м проходят разведочно-подготовительные восстающие.

Такая схема работ по сравнению с применявшейся первоначально отдельной подготовкой каждого рудного тела значительно улучшает элементы подготовки и системы разработки, а также дает возможность использовать разведочные выработки для подготовки месторождения.

Выемочные блоки имеют размеры в плане 50—106 м по ширине панелей и 50—120 м по длине панелей. Самый крупный блок имел запас 1 млн. т, обычно запас блока составляет 200— 250 тыс. т при мощности залежи 30—40 м.

Высота блока, равная выемочной мощности залежи изменяется от 5—10 до 40—60 м.

При более или менее постоянных горногеологических условиях блоки отрабатывают подряд по длине панели. Если на сравнительно небольшом протяжении резко меняются мощность рудных тел, угол падения или содержание металлов, то в первую очередь отрабатывают блоки, отличающиеся повышенным содержанием металлов и более благоприятными условиями залегания.

Между блоками иногда оставляют временные целики толщиной 12— 15 м.

Ширина вертикальных компенсационных камер и междукамерных целиков изменяется от 10—12 до 17 м.

Камеры располагают в одних блоках длинной стороной по ширине панели, в других — наоборот, по длине. Расположение камер в плане по отношению к скреперным штрекам также применяют различное: как параллельное, так и перпендикулярное.

Для того чтобы при этажной разработке пологих линз загрязненный воздух из очистных работ не смешивался со свежей струей, применяют следующую схему работ. На фланге линзы, обращенном к вентиляционному стволу, проходят в каждом этаже приблизительно на половине его высоты главный вентиляционный орт и из него по мере подвигания подготовительно-нарезных работ нарезают панельные вентиляционные штреки горизонта скреперования. В главном вентиляционном орте устанавливают вентилятор, который отсасывает загрязненный воздух и выбрасывает его по специальному восстающему в квершлаг вентиляционного ствола.

Показатели различных способов подсечки блоков (рис. 28), применяемых на рудниках Лениногорского комбината, приведены в табл. 4.

Расположение скважин при отбойке руды показано на рис. 29 и 30.

При мощности залежи более 15—20 м отбойку производят горизонтальными скважинами или нисходящими вертикальными скважинами (рис. 29); в последнем случае рудные потолочины и купола разбуривают отдельно горизонтальными и восходящими наклонными скважинами (рис. 30, д, е).

При мощности рудных тел приблизительно до 20 м широко применяют бурение восходящих скважин из подсечных выработок на всю мощность залежи.

В первом полугодии 1960 г. бурение скважин пневмоударниками (станками ЛПС-3 с перфораторами П-150) составляло 52%, шарошками 36%, дробью 12%. Шарошечное бурение осуществляется станками СБ-4 с трехшарошечными долотами ДШ-10А, диаметр скважин 150 мм.

Станок ЛПС-3 и перфоратор П-150 созданы специальным конструкторскими бюро Лениногорского комбината.

Горизонтальные скважины бурят шарошками, так как при бурении станками ЛПС скважины значительно искривляются.

Восходящие и нисходящие скважины бурят шарошками и погружными пневмоударниками.

Шарошечному бурению отдают предпочтение обычно: 1) при очень крепкой абразивной руде, так как шарошечные долота имеют большую стойкость и уменьшение диаметра скважины по длине меньше (при бурении пневмоударниками по очень крепкой руде уменьшение диаметра составляет около 1 мм на 1 м длины, и скважина имеет ступенчатую форму, что затрудняет ее заряжание); 2) при веерном расположении скважин, уменьшающем число перестановок станка (станок шарошечного бурения значительно тяжелее станка пневмоударного бурения и более громоздкий).

Пневмоударники чаще применяют при бурении параллельных или одиночных скважин, особенно если глубина их сравнительно невелика, а также при сложности доставки станка к месту работ.

Шарошечное бурение нисходящих скважин давно испытывалось на рудниках Лениногорского комбината, однако многие скважины при этом оставались недобуренными, так как из шарошек выкрашивались победитовые зубья. Начиная с 1960 г., в связи с улучшением качества шарошечных долот получены положительные результаты. Нисходящие вертикальные скважины, пробуренные шарошками, имеют глубину до 35 м. Скорость бурения нисходящих скважин почти в 1,5 раза ниже, чем при бурении горизонтальных.

Система разработки с отбойкой руды восходящими скважинами (рис. 31) применяется в залежах мощностью до 20—22 м в связи с недостаточной плотностью ручного заряжания глубоких восходящих скважин.
Камеру подсекают по всей площади траншеей высотой около 3 м с горизонтальным днищем.

Траншею проходят с отбойкой руды штанговыми скважинами сплошным забоем (см. рис. 28, е) или с отбойкой шпурами; бурение производят колонковыми перфораторами.

В траншее устанавливают станки с погружными пневмоуданиками, которыми бурят в камере вертикальные или крутонаклонные параллельные скважины на всю мощность залежи. В целиках бурят веера скважин станками СБ-4.

Система разработки с отбойкой руды горизонтальными скважинами применяется на руднике им. 40-летия BЛKCM при мощности залежи от 15—20 до 30—40 м. Залежи представлены микрокварцитами с пологим напластованием, подвергнутыми серицитизации.

Применяемый вариант системы разработки — этажное принудительное обрушение горизонтальными скважинами шарошечного бурения на подсечное компенсационное пространство. Объем последнего составляет около 20% объема блока. Причины широкого применения этой системы на руднике приведены далее. Удельный расход BB на отбойку около 500 г/т. На вторичное дробление расходуется в первой стадии общего выпуска в среднем около 120 г/г; к концу выпуска, когда к руде уже примешиваются крупные куски- налегающих пород, расход BB повышается примерно до 300 г/т.

При мощности залежей более 30—40 м этот вариант системы разработки не применяется главным образом в связи с тем, что в этом случае требуется значительная высота подсечного пространства, при которой его нецелесообразно создавать шпуровым методом и трудно образовать одним массовым взрывом. Поэтому предпочитают отбивать руду в нижней части блока вертикальными скважинами, в две стадии, а верхнюю часть блока обрушать горизонтальными скважинами шарошечного бурения вместе с вертикальными целиками нижней части блока.

Система разработки с минной отбойкой. На рудниках Лениногорского комбината минную отбойку долгое время применяли, только для обрушения устойчивых налегающих пород и отдельных междублоковых целиков. Начиная с 1957 г., минная отбойка получила более широкое применение благодаря ее усовершенствованию. Сосредоточенные заряды стали размещать непосредственно в ортах или штреках без забойки, по примеру железных рудников Криворожского бассейна.

Удельный вес минной отбойки составляет в последние годы около 10%. Применяют ее не только для посадки рудных куполов, но и для обрушения рудных блоков.

При минной отбойке применяют в основном этажное обрушение с горизонтальными компенсационными камерами (рис. 32).

В камерах отбивают руду восходящими скважинами, пробуренными пневмоударниками из подсечных траншей; так же разбуривают и целики. Остальную часть блока обрушают минами. При массовом взрыве в первую очередь взрывают скважины в междукамерных целиках, затем — сосредоточенные заряды нижнего подэтажа, следующего подэтажа и т. д.

Минные выработки проходятся сечением 1,5x2 м со скреперной уборкой руды. Мешки с BB укладывают в штабель.

Л.м.с. составляет 5—7,5 м, расстояние между зарядами 7—7,5 м. Величина заряда BB в килограммах принимается равной 4,2—6 л.н.с. в третьей степени.

Электровзрывная сеть монтируется из медного провода сечением 0,75 мм2 с хлорвиниловой изоляцией; провода располагают поверх зарядов и далее по почве выработок. Схема взрывной сети параллельно-последовательно параллельная. В секции имеется не более 12 соединенных последовательно групп, в каждой группе два соединенных параллельно электродетонатора. Электровзрывная сеть дублируется. Кроме того, все заряды одного яруса соединяются между собой ДШ, уложенным на почве выработок.

Взрывание производят от общешахтной сети напряжением 500 в, сила тока для взрывания электродетонатора принимается не менее 2,5 а. Такая схема взрывания исключает отказы при массовом взрыве.

Опыт показал, что объем компенсационного пространства должен быть не менее 30% блока. При меньшем объеме спрессовывается нижний слой отбитой руды (для выпуска ее требуется рыхление взрывными работами) и возрастает разрушающее действие взрыва на выработки горизонта скреперования.

Для защиты подземных выработок от разрушений воздушной волной, образующейся при взрыве сосредоточенных зарядов, применяют частичную забутовку соединительных выработок при помощи опережающего взрывания скважин. Это же должно способствовать и более полному использованию энергии взрыва на дробление руды.

В тех случаях, когда минные выработки расположены на подэтажах (см. рис. 32), из буровой камеры, образованной в верхней, части восстающего, бурят с обеих сторон его по две скважины. Эти скважины взрывают с опережением на один интервал по отношению к сосредоточенным зарядам.

Если же минные выработки расположены на уровне вентиляционного горизонта (рис. 33), то применяют так называемый «забутовочный аккумулятор». Из горизонтальной выработки проходят рядом две дучки сечением 1,5х1,5 м и высотой, равной трехкратной высоте выработки.

В кровле выработки около дучек бурят вертикальные. скважины, взрываемые с опережением на один интервал по отношению к сосредоточенным зарядам. После взрыва скважин образуется забутовочная камера, заполненная разрушенной породой на высоту, приблизительно в 2,5. раза большую высоты выработки.

Применение этого способа гашения взрывной волны при одновременном взрывании 40 т BB при обрушении потолочины блока Западной линзы обеспечило полную сохранность деревянного крепления квершлага и ствола шахты, расположенных поблизости; однако сейсмическое действие взрыва значительно усилилось.

При минной отбойке объем нарезных выработок примерно такой же, как и при отбойке скважинами (около 15% против 17—20% при отбойке скважинами), расход BB на отбойку больше (700—1200 г/г против 400—800 г/г); расход BB на вторичное дробление такой же, а общая себестоимость нарезных и очистных работ меньше примерно на 0,1 руб/т.

Таким образом, минная отбойка очень крепких руд пока еще остается более дешевой, чем отбойка скважинами в связи с недостаточной скоростью бурения. Однако отбойка скважинами более «перспективна с точки зрения дальнейшего роста производительности труда, улучшения его условии и снижения себестоимости добычи на основе увеличения скорости бурения скважин, плотности их заряжания и мощности ВВ.

Применение минного обрушения блоков крепких руд оправдывается главным образом:

1) при малоустойчивой руде, в которой пробуренные взрывные скважины не сохраняются;

2) при высоте блока от 20 м (ввиду малой эффективности отбойки восходящими скважинами) и неустойчивой руде в верхней части блока, что затрудняет поддержание выработок, необходимых для бурения нисходящих скважин.

Отбойка в зажиме на рудниках Лениногорского комбината позволяет, в частности, с меньшими потерями и значительно проще отрабатывать рудные тела на флангах, где они выклиниваются. До настоящего времени фланги рудных: тел отрабатывали различными комбинированными схемами. При зажиме забоя обрушенными породами, заполнившими выработанное пространство в центральной части рудного тела, можно послойно отбивать всю руду из периферийных частей залежи вертикальными пли крупнонаклонными скважинами.

Выпуск руды. На горизонтах скреперования применяют скреперные лебедки 2ЛC-28, 2ЛC-50, 2ЛС-75 с литыми гребками емкостью соответственно 0,23—0,3, 0,3—0,5 и 0,5—0,6 м3. Работают сменные комплексные бригады. Бригада обычно производит скреперование и люковую погрузку вагонеток в пределах блока. Производительность труда одного рабочего бригады по выпуску руды составляет 50—70 т/смену. Производительность скреперования лебедкой ЛС-75—120—150 г/ смену, лебедкой ЛС-28 — около 75 г/смену.

Расход BB на вторичное дробление составляет в среднем около 250 г/г при выемке камер и 350 г/г по блоку в целом.

По отчетным данным, при выпуске под обрушенными породами извлекают около 70% чистой руды; потери руды составляют 15—20%, разубоживание 15—25%.

При появлении в воронках пустой породы (или некондиционной руды) пытаются установить, исходя из геологического разреза и объемов выпуска, откуда пришла эта порода — из налегающей толщи или из безрудного включения. В последнем случае выпуск продолжают. Если же более вероятно, что пустая порода опустилась из налегающей толщи, дучки закрывают.

После того как все дучки скреперного орта закрыты, в ближайшую субботу взрывают заторы во всех дучках, а в воскресенье берут пробы руды напротив каждой дучки (по три пробы). Если содержание металлов во всех пробах окажется ниже промминимума, весь скреперный орт закрывают окончательно. В ином случае продолжают выпуск из дучек с кондиционной рудой.

Такой порядок работ позволил сократить потери руды за счет некоторого увеличения разубоживания (в отдельных блоках потери руды снизились до 7—10%, но разубоживание достигло 30—40%).

Технико-экономические показатели работы рудников. На рудниках Лениногорского комбината расход BB на 1 г руды составляет около 800 г, огнепроводного шнура 0,38 м, детонирующего шнура 0,44 м, буровой стали 35 г, победита 2,5 г, сжатого воздуха 60 м3, электроэнергии 14 квт*ч.

Потери руды, а также разубоживание колеблются, по отчетным данным, от 8 до 12% (помимо так называемого конструктивного разубоживания в результате совместной выемки пропластков непромышленной руды и пустой породы, составляющего 20—25%). Потери промышленного запаса следует считать меньшими на 2—3% в связи с тем, что в совместно отрабатываемых непромышленных микрокварцитах содержание металлов выше, чем в отвальных хвостах обогатительных фабрик.

Рудник им. 40-летия ВЛКСМ добывает основной объем руды из одной очень крупной линзы.

На этом руднике производительность труда забойного рабочего по системе разработки составила в 1960 г. 12 т.

Недостаточно высокая производительность труда определяется прежде всего сравнительно небольшой скоростью бурения взрывных скважин и значительным объемом подготовительно-нарезных работ, включая проведение полезных выработок, который отчасти связан с неправильным залеганием, пологим падением и сравнительно небольшой мощностью рудных тел.

Еще менее благоприятны условия Лениногорского рудника, разрабатывающего рассредоточенные на обширной площади менее мощные залежи и рудные выклинки. Производительность труда забойного рабочего по системе разработки составляет па Лениногорском руднике 8,5 т.





Яндекс.Метрика