Этажное принудительное обрушение с бесцеликовым днищем

Для устранения недостатков имеющихся систем с массовым принудительным обрушением предложен вариант этажного принудительного обрушения с бесцеликовым днищем. От системы подэтажного обрушения с отбойкой руды из подэтажных ортов (штреков) и применением самоходного оборудования он отличается этажным обрушением и выпуском руды.

В основании блока проходят погрузочные орты (рис. 58) или штреки (рис. 59) через каждые 10 м и буровые орты или штреки на буровом горизонте.

При механизации заряжания восстающих скважин и не очень большой высоте блока скважины можно бурить из погрузочных ортов.

Руду разбуривают скважинами и обрушают вертикальными или крутонаклонными слоями по всей высоте блока от уровня горизонта погрузки. Угол наклона слоев выбирается преимущественно по условию минимальных потерь руды при выпуске, с учетом устойчивости руды. Выпускают руду сразу после отбойки одного-двух слоев, освобождающееся выработанное пространство заполняется обрушенными вмещающими породами.

Выпушенная руда погружается погрузочной машиной в самоходную вагонетку или на конвейер.

Толщина обрушаемого слоя 5—10 м. Снизу она может быть уменьшена до 2,5—3,5 м за счет оставления временного уступа для более полного выпуска руды из внешней части слоя.

Залежи недостаточно крутого падения мощностью до 40—50 м разрабатывают вкрест простирания, начиная от лежачего бока (см. рис. 58); слои имеют наклон по падению залежи. Размер блока по простиранию 40—60 м.

Как и при других системах с массовым обрушением, блоки п этаже могут разрабатываться или подряд — в этом случае руда будет иметь боковой контакт с обрушенными породами — или с оставлением междублоковых целиков по возможности в местах пережимов рудного тела, непромышленных включений и т. п.

Предлагаемый вариант при выемке вкрест простирания позволяет оставлять невынутыми часть непромышленных прослоев, согласованных с падением залежи, которые встречаются наиболее часто.

Безрудные включения могут быть только раздроблены взрыванием зарядов в скважинах и могут вообще не разбуриваться (за исключением разведочных скважин), но тогда на границе с необрушенным прослоем потребуется образовать новую отрезную июль. Если непромышленное включение имеется лишь в нижней части слоя и поэтому для извлечения вышележащем руды необходимо выпустить пустую породу, последняя может быть выдана из шахты раздельно от руды.

В залежах очень крутого падения пли очень большой мощности разработка может производиться по простиранию. Oтбойка возможна вертикальными слоями пли при пониженной устойчивости руды, слоями с обратным наклоном (от взорванном части блока). Обратный наклон слоя может влиять на устойчивость массива не только положительно, но и отрицательно; в этом случае уменьшится вторичное разрыхление обрушенных пород у контакта с массивом, повысится их плотность и поэтому может возрасти разрушающее действие взрыва скважин в сторону, противоположную л.н.с. Однако существенность этого влияния требует опытной проверки.

При обратном наклоне слоев выпуск руды не следует вести до предельного разубоживания (за исключением последнего слоя). Величина потерь руды в этом случае может регулироваться за счет изменения переходящего объема отбитой руды т. е. объема, который остается па контакте с массивом будет выпущен вместе с очередным слоем.

Выпуск с переходящим объемом руды исследован на модели (см. ниже).

Аналогичная схема выпуска возможна и при вертикальном положении слоев.

Новый элемент предлагаемого варианта — бесцеликовое днище при этажной выемке блока — технологически связан с: 1) отбойкой руды вертикальными или наклонными слоями при заполненном обрушенной массой очистном пространстве; 2) выпуском руды вслед за обрушением ее вертикальными или наклонными слоями при наличии непосредственного контакта с обрушенными вмещающими породами; 3) механической погрузкой руды.

Послойная отбойка в зажиме возможна при соблюдении определенного диаметра скважин, удельного расхода BB и толщины слоя.

Выпуск руды вертикальными слоями вслед за обрушением был применен на криворожской шахте «Гигант». Однако в связи со сравнительно высоким содержанием железа в обрушенных вмещающих породах по данному примеру трудно судить о показателях истинного извлечения руды.

Можно пройти вентиляционные штреки (орты) над погрузочными ортами, если последние совмещены с основным горизонтом (см. рис. 59), или под ними при ином расположении погрузочных ортов. Тупиковая часть погрузочного орта будет проветриваться тогда сжатым воздухом.

Возможен и другой вариант, при котором проходят один вентиляционный штрек с той стороны блока, с которой начинают обрушение (в лежачем боку при разработке вкрест простирания). В штреке устанавливают вентилятор, а погрузочный орт проходят с канавой, в которой по мерс обрушения руды прокладывают вентиляционную трубу для отсоса загрязненного воздуха. Канава над трубой должна перекрываться, например, железобетонными плитами, засыпанными рудной мелочью.

Отсос загрязненного воздуха по трубе, проложенной в канаве, возможен и по рабочей части погрузочного орта. В этом случае вентиляционный штрек должен быть пройден с той стороны блока, к которой отступает обрушение (с этой же стороны в погрузочные орты поступает свежий воздух).

При соединении буровых выработок с очистным пространством, что обеспечивает минимальный объем нарезных работ; отбитая руда будет частично забрасываться в выработки. Очистку буровых выработок, можно производить с помощью небольшой скреперной установки.

Лабораторное исследование послойного выпуска руды

Для того чтобы установить принципиальную возможность выпуска руды вертикальными или крутонаклонными слоями вслед за обрушением и получить представление о связанных с этим параметрах системы разработки, проведены лабораторные работы на кафедре разработки месторождений Московского горного института им. И.В. Сталина.

Выпуск моделировался при бесцеликовом днище применительно к горнотехническим условиям Маслянского рудника: руда крепкая кусковая, вмещающие породы обрушаются в сравнительно крупных кусках.

Опыты проводились в линейном масштабе 1:100 по методике, изложенной ниже.

Погрузка руды воспроизводилась на модели выпуском через отверстие в днище блока. В соответствии с условиями механической погрузки все отверстие располагалось под защитой «массива». Ширина отверстия принималась равной ширине погрузочной выработки, а длина — ее высоте.

Применительно к размерам мощных погрузочных машин, приспособленным для погрузки крупных кусков руды, поперечное сечение погрузочной выработки должно быть равно приблизительно 3,5x3,5 м, чему соответствует на модели размер отверстия 3,5х3,5 см.

Опыты проводились при различном угле наклона рудного слоя, в отдельных опытах изменялись толщина и высота слоя.

В большинстве опытов воспроизводился выпуск при наличии оставленного над погрузочной выработкой уступа для более полного выпуска руды из внешней части отбитого слоя. При вертикальном положении слоя уступ в большинстве опытов не оставлялся.

Условия и показатели опытов, в которых слой имел наклон в сторону обрушенного пространства, даны в табл. 12.

Для сравнения результатов различных опытов введен показатель условных количественных потерь руды Qусл, равный

Этажное принудительное обрушение с бесцеликовым днищем

где а — количественные потери руды, %;

b — качественные потерн руды, %;

Kв — коэффициент перевода качественных потерь в условные количественные.

Коэффициент Kв определяется по формуле

где Uпо — экономический ущерб от засорения руды 1 т обрушенных вмещающих пород, руб/т;

Uо — экономический ущерб от потерь 1 т отбитой руды, руб/т.

Можно воспользоваться также формулой

где Впред — предельное разубоживание в дозе выпуска, %.

По этой зависимости определены принятые в табл. 12 величины коэффициента Kв.

На рис. 60, 61, 62 показаны результаты опытов по моделированию выпуска руды из наклонного слоя.

Как видно из рисунков, при угле наклона слоя 70° обрушенная масса перемещается в основном вдоль массива теряется
при этом кромка из отбитой руды с внешней стороны слоя. С уменьшением угла наклона слоя эти потери, очевидно, будут возрастать.

При углах наклона слоя 75—80° и толщине 8—10 м величины потерь и разубоживания руды получились приемлемые особенно при сравнительно высоком предельном разубоживании. Извлечение чистой руды оказалось пониженное.

В залежах недостаточно крутого падения целесообразно разрабатывать блоки вкрест простирания (см. рис. 58) для того, чтобы потери руды на лежачем боку были как можно меньше. В этом случае потерн за счет наличия контактов рудных слоев с обрушенными породами в той или иной мере компенсируются снижением потерь па лежачем боку по сравнению с другими вариантами этажного принудительного обрушения. Целесообразно начать выемку блока с образования у лежачего бока трапециевидной, расширяющейся кверху отрезной щели, у которой одной стенкой является лежачий бок рудного тела, а другая наклонена под возможно более крутым углом. Щель эта, за счет расстрела потолочины над пей, должна быть заполнена налегающими обрушенными породами. Такая схема работ обеспечит минимальные потери руды на контактах ее с обрушенными породами и минимальное зависание руды на лежачем боку (останется лишь часть руды из потолочины над щелью). Потери руды по блоку в этом случае могут быть меньше, чем при обычных вариантах этажного принудительного обрушении

Условия и результаты опытов по моделированию выпуска руды вертикальными слоями приведены в табл. 13. Положение отбитой руды и обрушенных пород в различных стадиях отработки блока показаны на рис. 63—65.

Как видно из табл. 13. показатели извлечения руды при толщине слоя 8—10 м получаются приблизительно такими же, как при наклоне слоя 75—80°.

Серия опытов проведена при обратном наклоне слоев (в противоположную сторону от взорванной части блока).

Первоначальный контур отбитой руды в этих опытах принимался ориентировочно с учетом переходящего объема. Выпуск руды вели так, что величина переходящего объема оставалась постоянной.

Количество руды, которое должно быть выпущено, принималось равным приблизительно 90% от количества руды, загруженной непосредственно в слой, из расчета 10% потерь на днище и за счет рассеивания. Точность проведения опыта оценивалась преимущественно по сходству контура оставшейся руды с первоначальным контуром.

Условия и результаты этих опытов приведены в табл. 14.

Положение линии контакта отбитой руды с обрушенными вмещающими породами в различных стадиях выпуска показано на рис. 66.

Как видно из опытов, при наличии переходящего объема можно получить умеренные потери руды при пониженном разубоживании, несмотря на обратный наклон слоев. Извлечение чистой руды при опытах получилось вполне удовлетворительным.

Очевидно, еще более благоприятные результаты могут быть получены при вертикальном положении слоев, если выпуск ведется с переходящим объемом.

Возможность оставления безрудных прослоев при выпуске с переходящим объемом исключается.

Таким образом, при выпуске руды вслед за послойным обрушением ее вертикальными или крутонаклонными слоями могут быть получены удовлетворительные показатели извлечения руды.

В залежах недостаточно крутого падения и при условии, что содержание металла в руде значительно превышает промминимум, что дает возможность сравнительно высокого предельного разубоживания, наименьшие потери и разубоживание руды бывают при выпуске и отбойке вкрест простирания слоями с углом наклона 70—80°.

Однако извлечение чистой руды получается невысоким, поэтому данный вариант системы разработки может оказаться невыгодным, если разубоживание даже до небольшой величины снижает сорт руды.

При очень большой мощности или очень крутом падении залежи можно вести разработку как вкрест простирания, так и по простиранию.

Удовлетворительные результаты выпуска могут быть получены не только при небольшом наклоне слоев в сторону обрушенного пространства, но также при отбойке вертикальными слоями и при обратном наклоне слоев.

В этих случаях выпуск должен вестись не до предельного разубоживания, а так, чтобы переходящий объем был постоянным. Это значительно снижает разубоживание и повышает извлечение чистой руды.

Сравнительная оценка и возможная область применения предлагаемого варианта

Ожидаемые преимущества предлагаемого варианта системы разработки следующие:

1) исключается необходимость в трудоемких работах по проведению выпускных и подсечных выработок;

2) исключаются или сводятся к минимуму затраты на поддержание выработок, так как последние располагаются в сплошном массиве;

3) повышается извлечение руды из нижней части блока в связи с отсутствием целика днища;

4) можно оставлять в недрах часть безрудных прослоев, которые при других системах массового обрушения отрабатываются совместно с рудой;

5) расширяется область применения механической погрузки;

6) по сравнению с подэтажным обрушением в предлагаемой системе сокращается объем нарезных работ; увеличивается производительность отбойки, так как большая глубина скважин позволяет эффективно использовать мощные буровые станки; повышается извлечение руды; облегчается использование самоходного оборудования.

Недостатки системы разработки с бесцеликовым днищем:

1) снижается извлечение чистой руды;

2) затрудняется проветривание горизонта выпуска.

Помимо этого, предлагаемому варианту свойственны общеизвестные достоинства одностадийной выемки, а также недостатки этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой, связанные с отбойкой в зажиме: предшествующий взрыв может нарушить часть заблаговременно пробуренных скважин у границы массива; усиливается разрушающее действие взрывной волны на выработки, соединенные с очистным пространством, и увеличивается выброс отбитой руды в эти выработки, в связи с чем при недостаточно устойчивой руде схема расположения буровых выработок может усложниться.

Предлагаемый вариант, например, в условиях Маслянского рудника может дать экономию по сравнению с применяемой системой разработки. Себестоимость добычи руды (франко— штрек) уменьшается за счет, коп/т:

Уменьшение объема подготовительно-нарезных работ, обусловленное выпуском руды непосредственно на основной горизонт, не учитывается здесь, так как это может вызвать усложнение схемы проветривания горизонта выпуска.

He учитываются также достоинства и недостатки, свойственные не только данному варианту, но и вообще сплошной выемке с отбойкой в зажиме.

Выгоды от более полного извлечения руды из нижней части блока в связи с отсутствием целика днища могут быть уничтожены снижением извлечения обрушенной руды при выпуске.

Приблизительно на 25% снизятся расходы по откатке и вспомогательным процессам в связи с концентрацией работ, так как за счет ускорения подготовки и отработки число действующих блоков (при постоянной величине суммарной их производительности) уменьшится приблизительно в 2 раза.

Выгоды от возможного снижения конструктивного разубоживания должны быть учтены дополнительно.

Этажное принудительное обрушение с бесцеликовым днищем может быть применено в мощных залежах при сравнительно благоприятных условиях для выпуска руды под обрушенными породами. Причем наличие налегающих обрушенных пород над блоком руды является в данном случае обязательным условием. Поэтому данный вариант наиболее подходит для отработки крутопадающих залежей, а в пологих и наклонных залежах может быть применен лишь при большой мощности и только для отработки нижней части залежей, где рудный массив расположен непосредственно под обрушенным пространством.

Наибольшую выгоду по сравнению с другими системами разработки предлагаемая система даст при недостаточно крутом падении месторождения. В этом случае основной ее недостаток, заключающийся в возможности повышенных потерь руды на контактах отбитых слоев с обрушенными породами, компенсируется снижением потерь па лежачем боку по сравнению с другими системами.

Вариант может быть применен, например, при разработке полиметаллических месторождении Зыряновского (Масляпская промышленная зона), Лениногорского (в нижней части очень мощных залежей) и Салаирского. железорудных месторождений Кривого Рога, Урала и Горной Шорни, а также Яковлевского месторождения, Тырны-Аузского молибденовского месторождения, апатитового месторождения рудников им. С.М. Кирова и Юкспор и др.

Нa Маслянском руднике Зыряновского комбината по этому варианту отрабатывается опытный блок.