22.12.2020

Система этажного принудительного обрушения на рудниках Зыряновского комбината


Этажное обрушение применяют на Маслянском руднике Зыряновского комбината.

Маслянская промышленная зона начинается в 50—80 м от земной поверхности и распространяется на несколько сотен метров в глубину.

Преобладающее распространение в зоне имеют минерализованные микрокварциты, образующие мощное линзовидное тело, окаймленное порфироидами, порфиритами, известково-глинистыми и другими сланцами. В микрокварцитах по условным границам промминимума выделены неправильные по форме залежи вкрапленных руд, в которых преимущественно у висячего бока имеются линзы и гнезда сплошных сульфидов. Мощность залежей вкрапленных руд изменяется от 8 до 50—60 м, сплошных сульфидов от 0,8 до 25 м. Имеются отдельные включения оруденелых серицитизированных пород.

Почти все рудные тела вытянуты по простиранию зоны и залегают группами параллельно друг другу.

Промышленные руды перемежаются с непромышленными и пустой породой.

Коэффициент крепости микрокварцитов 12—18, сплошных сульфидных руд 11, вмещающих пород 6—12, в среднем, около 10.

Микрокварциты в одних рудных телах монолитные, в других сильно трещиноватые. Сланцы, прорезающие толщу микрокварцитов, чаще не имеют с ними четких границ. Встречаются ослабленные сланцевые прослойки.

Ценность руды в основной массе средняя, руда несамовозгорающаяся, содержание свободной двуокиси кремния до 60—70%, средний объемный вес руды в массиве 3 т/м3.

Вмещающие породы обычно обрушаются в более крупных кусках по сравнению с отбитой рудой.

После просадки поверхности над первыми обрушенными блоками образовались сквозные трещины в покрывающих скальных породах. Через зону обрушения в подземные выработки стал интенсивно притекать свежий воздух, и основной ствол шахты вместо приема свежего воздуха начал выдавать загрязненный воздух. Направление воздушной струн изменилось и в рабочих блоках, связанных с зоной обрушения. В дальнейшем около основного шахтного ствола на горизонте откатки установили вентилятор, который засасывает свежий воздух с поверхности через ствол и нагнетает его в рудник, что упорядочило схему проветривания.

Этот пример следует учитывать при проектировании рудников, на которых должны разрабатываться системами с массовым обрушением рудные тела, не имеющие над собой значительной толщи наносных отложении. Одной из мер против прососа воздуха через зону обрушения служит применение приточно-вытяжной вентиляции, при которой уравнивается давление воздуха на поверхности и в подземных выработках в районе очистных работ.

Этаж имеет высоту 45 м в связи с неправильным залеганием рудных тел.

Основные Горизонты чередуются через один с промежуточными (рис. 34). По основному горизонту откатывают руду к бункерам скипового подъема. Промежуточный горизонт обслуживается только клетевым подъемом, всю руду с него перепускают на основной горизонт.

На промежуточном горизонте проходят штрек по центру промышленной зоны и из него разведочно-подготовительные квершлаги — орты, совмещенные по вертикали с квершлагами ортами основного горизонта и используемые для подготовки горизонта скреперования, который располагается на 3 м выше.

Размеры скреперных ортов, дучек и воронок показаны на рис. 35.

При нарушенной руде в скреперных ортах в интервалах между выпускными дучками возводят бетонные стены или тумбы и укладывают на них перекрытие из двутавровых балок или стальных труб, забитых деревом (рис. 36,а, б).

Совместно с рудными телами отрабатывают часть прослоев забалансовых руд и пустых пород (проектом Гипроцветмета на основании технико-экономических расчетов рекомендуется совместная отработка некондиционной руды в относительном объеме до 35% или пустой породы до 15%).

Рудные тела мощностью приблизительно от 20 м отрабатывают этажным принудительным обрушением с компенсационными камерами, обычно вертикальными, но в отдельных блоках горизонтальными. (В залежах меньшей мощности обычно применяют камерную систему с этажным обрушением целиков.) Отбойку руды производят глубокими скважинами.

Ширина камер составляет 8—12 м, ширина междукамерных целиков 12 м, толщина днища блока и потолочины по 8 м, камерный запас 35—40%.

Участки залежи мощностью более 50—70 м отрабатывают по мощности двумя-тремя блоками. В центральном блоке 3 горизонта 3, где впервые применили этажное обрушение, камеры имели длину 80—100 м. Междукамерные целики шириной 10 м и высотой 30 м оказались недостаточно прочными.

Скважины бурят с различными углами наклона.

Нисходящие скважины бурят станками БA-100 и ЛПС-3, горизонтальные и восходящие — станками СБ-4, БА-100 и ЛПС-3. Для разбуривания днищ вышележащих блоков применяют колонковые перфораторы со свинчивающимися бурами.

Скорость бурения станками СБ-4 3—4 м/смену при коэффициенте крепости пород 16—18, до 8—10 м/сменуy при крепости 12.

Станки БА-100 бурят скважины во всех направлениях с примерно одинаковой скоростью. При крепости пород 12—14 станок БА-100 пробуривает 9—12 м/смену, иногда до 20—30 м/смену одной коронки хватает приблизительно на 30 м скважин. При крепости 18 скорость бурения падает до 1,5—3 м/смени, а стойкость коронки — до 20—50 см.

Скорость бурения скважин диаметром 70 мм колонковыми перфораторами составляет 3,0—5,0 м/смену при бурении вверх и горизонтально, 2,0—2,5 м/смену при бурении вниз.

В отношении удельного расхода BB инженерами Маслянского рудника выявлено на основе анализа показателей по нескольким отработанным блокам, что при изменении л.н.с. скважин в известных пределах суммарный удельный расход BB на отбойку и вторичное дробление остается постоянным. Так, в этаже 3-го горизонта удельный расход BB составил: по Центральному блоку — на отбойку 170 г/т, на вторичное дробление 620 г/т, всего 790 г/т; по блоку 1 — на отбойку 420 г/т, на вторичное дробление 350 г/т, всего 770 г/т; по Подпорфироидному блоку 2 — на отбойку 530 г/т, на вторичное дробление 300 г/т, всего 830 г/т; по блоку 5 — на отбойку 610 г/т, на вторичное дробление 180 г/т, всего 790 г/г.

В настоящее время сетку расположения скважин принимают в большинстве случаев из расчета повышенного удельного расхода BB на отбойку, равного 600—700 г/г, чтобы максимально облегчить выпуск руды.

Отрезной восстающий в камере часто проходят с передовой скважиной. Сечение отрезного восстающего 2х3 м, передовую вертикальную скажину диаметром 150 мм бурят сверху вниз и для безопасности перекрывают сверху решеткой из металлических прутьев с ячейками 25х25 мм.

Без применения передовой скважины в забое восстающего необходимо пробурить 30 шпуров глубиной по 1,8 м, к.н.ш. составляет 0,85, расход BB на одно взрывание 30 кг, проветривание забоя вентилятором ВМ-200 занимает 2—3 ч.

При наличии передовой скважины забой без вентилятора проветривается за 30—40 мин. В случае малого искривления скважину удается использовать как вруб, тогда число шпуров снижается до 20, к.н.ш. приближается к единице, расход BB за цикл уменьшается до 20 кг.

Скорость проходки восстающего, включая бурение передовой скважины, возрастает в 1,5 раза, себестоимость проходки значительно снижается. Отпадает необходимость в маркшейдерском контроле за направлением восстающего, так как надежным ориентиром служит скважина.

При использовании скважины в качестве вруба она часто запрессовывается рудной мелочью. Запрессовывание уменьшается, если вспомогательные шпуры длиннее отбойных на 20—30 см. Для ликвидации пробок спускают в скважину и взрывают заряд весом 0,5—2 кг, а при глубине скважины до 10—15 м пробивают пробку сверху подвешенным грузом.

Применяемые варианты системы разработки. При отбойке руды нисходящими этажными скважинами проходят в камере у ее границ два буровых орта сечением 3,5х3,0 м и соединяют их между собой несколькими ходками. Над междукамерным целиком буровой орт располагается на уровне потолочины. Из орта, образовывают спаренные буровые ниши и из них, помимо скважины в междукамерном целике, бурят вееры горизонтальных и восходящих скважин в междуэтажном целике.

Вариант системы разработки с отбойкой руды горизонтальными скважинами, примененный в нескольких блоках линзы «Заводская», показан на рис. 37. Буровые восстающие проходят в лежачем боку напротив междукамерных целиков с вентиляционного штрека горизонта скреперования (благодаря наличию резерва обуренной руды предполагалось начинать отбойку лишь по окончании бурения скважин в блоке, поэтому сочли возможным проходить буровые восстающие с вентиляционного штрека).

В тех случаях, когда в вышележащем блоке работы еще не закопчены, буровые восстающие проходят только до уровня верхнего бурового штрека и соединяют с вышележащим горизонтом скреперования вентиляционной скважиной во избежание разрушения восстающих взрывами.

Буровые штреки располагают в породах лежачего бока через 8—10 м по вертикали, а напротив камер проходят еще промежуточные буровые штреки. Слой руды толщиной 4 м разбуривают одним рядом параллельных горизонтальных скважин, при толщине слоя 5 м пробуривают еще ряд слабонаклонных восстающих скважин.

В камере при образовании выпускных воронок первоначально оставляют между ними рудные столбы. Эти столбы перед взрыванием горизонтальных скважин обязательно должны быть разрушены хотя бы на высоту 0,5—1 м. При недостаточно устойчивой руде отдельные рудные столбы подрываются шпурами вместе с отбой кой нижнего слоя руды, с опережением на 2 сек.

B междукамерном целике располагают два-три вертикальных веера скважин, направленных по его длине. Потолочину разбуривают горизонтальными веерами из отдельных буровых камер. В днище вышележащего бока бурят вкрест простирания залежи по две горизонтальные скважины в интервалах между скреперными ортами и, кроме того, веера штанговых скважин из скреперных ортов.

Под междукамерными целиками возможно большую часть воронок образовывают заблаговременно, а в остальных воронках последний комплект шпуров взрывают вместе со скважинами в целиках.

Объем буровых выработок, проходимых частично по пустым породам, составляет около 10% объема блока.

Такой же примерно объем буровых выработок требуется при отбойке этажными нисходящими скважинами, но выработки в этом случае размещаются в руде, причем на одном-двух ярусах, что облегчает их проходку и эксплуатацию.

Расположение буровых штреков для бурения горизонтальных скважин по одной вертикальной или крутонаклонной линии в рудном теле оказалось неудачным: при отбойке в камере нижнего слоя произошел подрыв вышележащего бурового штрека (рис. 38) и руда обрушилась в очень крупных кусках.
Система этажного принудительного обрушения на рудниках Зыряновского комбината

В новых блоках отбойку ПРОИЗВОДЯТ В ОСНОВНОМ вертикальными и крутонаклонными скважинами, ограничивая применение горизонтальных (и слабонаклонных) скважин разбуриванием потолочин. Все шире применяют бурение этажных восходящих скважин из подсечных выработок, позволяющее сократить объем нарезных работ.

Испытывается этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой и отбойкой руды в зажиме. Испытание отбойки вертикальными и крутонаклонными скважинами при магазинировании руды прошло удачно.

Выпуск руды. Описание конструкции днища блока дано выше.

На горизонтах скреперования применяются лебедки ЛC-28 со скреперами емкостью около 0,3 м3 и лебедки ЛС-55 со скрепером емкостью 0,5 м3. Лебедка ЛС-28 обеспечивает производительность скреперования в среднем 60 т/смену, ЛС-55 — около 110 т/смену.

Лебедки ЛС-55 применяются также со спаренными скреперами емкостью соответственно 0,5 и 0,2 м3.

При удельном расходе BB на отбойку приблизительно 200г/т (блок Центральный, 3-й горизонт) выход кусков крупнее 500 м составил около одной трети (по данным наблюдения МГИ). Гранулометрический состав руды крупнее 500 мм приведен в табл. 6.

На ликвидацию заторов в дучках расходовалось примерно 50% BB и 25% времени от общего расхода на вторичное дробление. Из данных табл. 6 видно, что при увеличении габарита с 500 до 700 мм общее число кусков, требующих вторичного дробления, снизилось бы приблизительно в 2 раза, а кусков, разбиваемых в скреперных ортах, — почти в 3 раза.

Дучки, из которых полностью закончен выпуск, перекрывают органной крепью (см. рис. 36, в, г). Стойки устанавливают в нише на спрессовавшуюся рудную мелочь, подбивают их под козырек дучки и дополнительно поддерживают горизонтальными бревнами, концы которых прикрепляют фигурными скобами к стенкам ниши или скреперного орта.

В ряде блоков, где угол наклона стенки по лежачему боку составляет менее 70°, по окончании выпуска руды через воронки горизонтального днища значительная часть обрушенной руды осталась на лежачем боку. Для выпуска ее образовали дополнительные воронки на промежуточном горизонте. Начиная с 1959 г. вместо образования дополнительных воронок в большинстве блоков увеличивают угол наклона лежачего бока в нижней части этажа за счет подработки треугольника вмещающих пород.

Выбор элементов системы разработки в части выпуска руды со стороны лежачего блока при недостаточно крутом падении залежей рассмотрен отдельно.

Порядок разработки очень мощных залежей. При отработке участка залежи мощностью около 100 м на горизонте 4 (рис. 39) имело место резкое повышение горного давления, вызвавшее разрушение рудного массива.

Залежь по мощности была разделена на блоки, отработку начали с блоков 1 и 5, расположенных со стороны висячего бока.

В период общего выпуска руды из блока и в соседнем с ним блоке 1/3 возникло большое горное давление и начались вывалы кусков руды из кровли и стенок нарезных выработок. Массив сдвинулся под углом 45—50°, около границы сдвижения местами произошло вспучивание почвы выработок и разрушение взрывных скважин.

Аналогичная картина наблюдалась в блоках 5-бис и восточном 1-а при общем выпуске руды из блока 5 (см. рис. 39).

Следует полагать, что при отработке блоков со стороны висячего блока нарушению массива соседних блоков способствовали: 1) наличие в рудном теле геологических плоскостей ослабления, согласованных с падением залежи; по этим плоскостям в основном и произошло сдвижение массива в сторону обрушенного пространства и лежачего блока (в блоке 1/3 такой плоскостью ослабления являлась плоскость контакта хлоритовых сланцев с микрокварцитами); на других участках рудника, где блоки граничили с обрушенным пространством по простиранию залежи, сдвижение рудного массива не наблюдалось; 2) повышенное давление обрушенных пород у лежачего бока; 3) опорное давление со стороны обрушенных пород, возникшее в связи с выпуском руды из обрушенных блоков.

Таким образом, первоочередная отработка блоков со стороны висячего блока себя не оправдала.

На одном из участков горизонта 3 мощность залежи также достигала 100 м, но отработку производили одним блоком по мощности (центральный блок, см. рис. 39). Значительного горного давления при отработке не наблюдалось. Однако полученные результаты нельзя считать показательными, так как глубина разработки была лишь около 150 м и поверхность над месторождением еще только, начинала обрушаться.

По-видимому, очень мощные участки линзы, длина которых по простиранию обычно не превышает 70—100 м, целесообразно отрабатывать с опережением по отношению к соседним участкам.

Вкрест простирания залежи очень мощный участок может быть разделен на блоки, но в первую очередь должны обрушаться блоки, расположенные у лежачего бока. В этом случае не может произойти сдвижение массива по естественным плоскостям ослабления, согласованным с падением залежи, которые, как правило, наиболее развиты.

Сравнительно небольшой пролет обнажения висячего бока (на длину участка, ограниченного с обеих сторон массивом) исключает возможность самообрушения пород висячего бока при таком порядке отработки.

Технико-экономические показатели. Производительность труда рабочего забойной группы по нарезным и очистным работам при этажном принудительном обрушении составила 12,5 т/смену (1960 г.).

Удельный расход материалов и энергии на 1 г добытой руды по одному из блоков (2-му подпорфироидному) составил: BB 826 г, буровой стали 128-г, твердого сплава 5,4 г, крепежного леса 0,0074 м3. электроэнергии 12,5 квт*ч, сжатого воздуха 76,7 м3.

Сравнение этажного принудительного обрушения по основным показателям с другими применяемыми на руднике системами дано в табл. 7.

Как видно из данных табл. 7, по сравнению со слоевым обрушением и системой горизонтальных слоев с закладкой, производительность труда забойного рабочего при этажном принудительном обрушении приблизительно в 5 раз выше. Тем не менее, показатели производительности труда и себестоимости добычи руды низки.

Объясняется это большим объемом подготовительно-нарезных работ, на которые расходуется примерно столько же сил и средств как на очистную выемку, и, кроме того, невысокой скоростью бурения взрывных скважин, из-за. чего 50—60% сил и средств по очистном выемке затрачивается на буровые работы. Кроме того, производительность труда на выпуске руды (включая вторичное дробление и скреперование) низкая, а затраты труда на крепление и перекрепление скреперных выработок достигают в некоторых блоках величины затрат по основному производственному процессу выпуска руды.

Полная себестоимость добычи руды превышает затраты по системе разработки приблизительно в 2,5 раза, что в значительном мере связано с относительно невысокой производительностью блоков, ограниченной малоинтенсивным выпуском.





Яндекс.Метрика