Ширина лент и временного целика - 8 м, подготовка панельная. Для обеспечения доступа самоходного оборудования в забой при отработке временного целика нижние и верхние слоевые выработки сохраняют в панельном целике, запасы которого предусмотрено извлекать посекционно с отставанием от основного фронта очистных работ.

Слои высотой 3,5-4 м. отбивали потолкоуступным забоем, крутонаклонными восходящими шпурами.

Для отработки временных целиков в них проходят буровой (у почвы) и вентиляционный (у кровли) штреки. Веерные комплекты скважин диаметром 56 мм. бурят установкой "Симба-312". Линия наименьшего сопротивления составляла 1,3 м, расстояние между концами скважин 1,6 м, удельный расход ВВ на отбойку 1,7 кг/м3, выход руды с 1 м скважины 1,35 м3. За один взрыв отбивали 3-5 тыс. т. руды, что обеспечивало работу погрузочно-транспортной машины в течение 6-10 смен.

Достаточно полного выпуска горной массы удалось добиться в результате оставления в днище камеры рудных откосов, которые в последующих секциях были заменены искусственными. Искусственный откос формировали в процессе опережающей отработки соседней ленты за счет расширения двух нижних слоев в границах целика и последующей их закладки твердеющей смесью.

Отбитую горную массу из камеры доставляют через погрузочные заезды и транспортные штреки к рудоспуску. Транспортные штреки проходят во временно оставляемом рудном слое соседней ленты. Кровлей транспортных штреков и заездов в камерах первых двух секций служила неармированная закладка, которая местами разрушалась.

Для заполнения выработанного пространства широко использовалась разнопрочная закладка. Так, первый слой над целиком с транспортным штреком заполнялся закладкой прочностью 6 МПа, остальное выработанное пространство спаренных лент – закладкой прочностью 2 МПа; выработанное пространство после выемки временного целика заполнялось закладкой прочностью 1-1,5 МПа.

Основные технико-экономические показатели: производительность фланга панели - 187% относительно слоевой системы; объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т. добытой руды - 58 м3; трудоемкость работ на 1000 т. по забойной группе рабочих 39,3 т/чел.-смену.

Месторождение медно-никелевое Талнахское. Рудник Маяк.[1]

Талнахское месторождение полиметаллических руд связано с крупной дифференцированной интрузией габбро-долеритов. Пологопадающие рудные тела залегают на глубинах 110-1600 м. Требование первоочередной разработки высоко ценных сплошных руд с минимальными потерями и необходимость сохранения других типов руд для последующей выемки, а также сложные геологические и гидрогеологические условия предопределили управление горным давлением полной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями. На глубине свыше 500 м очистную выемку ведут в основном вариантами сплошной слоевой системы разработки.

Для отработки участков месторождения в поле рудника Маяк применяется камерно-целиковая система с последующей закладкой выработанного пространства твердеющей смесью. Очистная выемка ведется панелями шириной 40-45 м. в зависимости от принятых размеров панельного целика (15-20 м). Ширина камер и междукамерных целиков составляет 8 м. Очистное пространство при отработке камер поддерживается временно оставляемыми рудными целиками. Ко времени выемки целиков выработанное очистное пространство камер заполняется твердеющей смесью. Кровля очистных камер поддерживается железобетонными штангами в комбинации с набрызгбетоном.

За время эксплуатации месторождения на руднике "Маяк" было испытано 9 вариантов камерно-целиковой системы. Наиболее эффективным для условий рудника "Маяк" оказался вариант камерно-целиковой системы с предварительным сооружением бетонного днища. Начиная с 1970 г. этот вариант применяется для выемки панелей мощностью 20-40 м. В 1973 г. на руднике "Маяк" удельный вес добычи руды вариантом с бетонным (искусственным) днищем составил 20%, с рудным днищем - 40% и вариантом с рудными откосами - 40%.

На рисунке 3 приведен вариант отработки междукамерных целиков с образованием рудной траншеи.

Рисунок 3. Вариант отработки междукамерных целиков с образованием рудной траншеи: 1 - отрезной восстающий; 2 - подсечка отрезной щели; 3 - закладка; 4 - железобетонные штанги; 5 - веер скважин; 6 - ходовой восстающий.

На рисунке 4 вариант камерно-целиковой системы с отбойкой руды из подэтажных выработок на искусственное днище.

Рисунок 4. Вариант камерно-целиковой системы с отбойкой руды из подэтажных выработок на искусственное днище: 1 - твердеющая закладка; к - камера; ц – целик.

На основании проведенных, на комбинате исследований и технико-экономических расчетов был выбран состав закладочной смеси при следующем расходе материалов на 1 м3: вяжущее - 600 кг, в том числе цемент М-300-100-120 кг, ангидрит молотый – 180 - 220 кг, гранулированный шлак рудно-термических печей никелевого завода – 280 - 320 кг; заполнитель – 1380 - 1400 кг, в том числе искусственный песок крупностью 0-5 мм - 800 кг, щебень крупностью 5-30 мм - 600 кг.

Пологопадающие МПИ с закладкой.

Месторождение Джезказганское. Рудник Джезказганский.[1]

Джезказганское месторождение представлено перемежающимися слоями серых (рудных) и краоноцветннх песчаников, аргиллитов и алевролитов.

Рудные залежи имеют пластообразную форму: мощность рудных тел изменяется в широких пределах - от долей метра до 25-30 м, более 90% всей рудной толщи имеет пологое залегание с углом падения от 0 до 5-10°. Руды и вмещающие породы устойчивы, коэффициент крепости по шкале проф. Протодьяконова 6-14.

Джезказганское месторождение отрабатывается камерно-столбовой системой. Данная технология отработки связана со значительными потерями руды (до 19-25%) и опасностью из-за трудности контроля за отслоением и падением кусков породы при большой высоте камер. Поэтому для условий Джезказганского месторождения предложена система со сплошной выемкой руды и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями (рисунок 5).

Рисунок 5. Система разработки со сплошной выемкой руды и закладкой выработанного пространства твердеющими смесями

Особенностью системы является выемка руды вертикальными вытянутыми по всему фронту очистных работ слоями 1 на всю мощность залежи после проходки верхних и нижних горизонтальных подсечных выработок 2. Слои делятся на секции (камеры) 3, расположенные длинной стороной по фронту очистных работ. Руда отбивается взрыванием вертикальных скважин 4, пробуриваемых с верхней подсечки на отрезную щель 5. При ведении взрывных работ для предохранения разрушения закладки соседней камеры оставляется рудная корка 6, которая по мере обнажения обрушается от сейсмического воздействия взрывов. Руда выпускается на нижнюю подсечку через щель 7 из-под рудного козырька 8, который отрабатывается по мере выпуска руды из слоя.

Отбитая руда грузится и доставляется самоходными погрузочно-доставочными машинами по подсечной выработке и панельному штреку 9 в рудоспуск. Оставляемые для поддержания кровли подсечек ленточные целики 10 при дополнительной установке щитов или перемычек из отбитой руды 11 изолируют отрабатываемый слой для последующей его закладки твердеющим материалом 12. В качестве закладочного материала могут быть использованы малопрочные твердеющие смеси - хвосты обогащения или дробленый материал с добавками глины, молотых шлаков, извести или цемента. Закладочный материал транспортируется по трубам 13, прокладываемым с поверхности в скважине, и далее по верхней подсечке.

Для организации непрерывного процесса добычи отрабатываемый участок делится на четыре секции 14. Как правило, в одной из секций осуществляются бурение и отбойка руды, во второй - выпуск, в третьей - закладочные работы, а в четвертой - работы не ведутся: в ней набирает прочность твердеющая закладка. Время одного цикла при выемке руды в трех секциях, соответствующее времени твердения закладки, зависит от мощности залежи, ширины вынимаемого слоя и колеблется от 1 до 3 месяцев.

Технико-экономические показатели: объём горноподготовительных и нарезных работ – 68 м3/1000 т; потери руды – 5 - 8,5%; разубоживание – 3 – 5%; производительность труда – 24 т/чел-смену.

Вариант системы разработки с закладкой и торцевым, выпуском руды (рисунок 6).

Рисунок 6. Вариант системы разработки с закладкой и торцевым выпуском руды.

Панель шириной 150 м, длиной 150-200 м подготавливается двумя панельными штреками сечением 16,8 м2 - откаточным I и откаточно-зентиляционным 2 (пройден по почве залежи), которые соединены между собой транспортно-буровыми ортами 3 через каждые 15 м. Опытная панель по длине делится на заходки длиной 30 м, шириной 6-10 м, которые располагают в шахматном порядке с целью предотвращения попадания закладки из отработанной и закладываемой заходки в работающую. Транспортно-буровые орты сбиваются между собой транспортно-вентиляционными сбойками 4. В начале каждой заходки проходится отрезной восстающий 5 сечением 5 м2, от которого образуется отрезная щель для отбойки руды скважинами.

Для закладки выработанного пространства в зависимости от угла падения рудного тела над одним из панельных откаточных штреков в кровле залежи проходят закладочный штрек 6 и из него через каждые 60 м по границам смежных заходок - закладочные орты 7. Скважины диаметром 52 мм бурят станками типа СБУ-70, расстояние между веерами скважин 1,3-1,5 м. Руда отбивается вертикальными слоями. Для погрузки руды используют погрузочные машины ПНБ-4 с дистанционным управлением, а для транспортировки - дизельные автосамосвалы МоАЗ. Закладка выработанного пространства ведется отдельными секциями, ширина которых равна шагу отбойки и выпуска руды, т.е. 6-10 м. Закладочный материал - хвосты обогащения (14-00 кг на 1 м3 закладки) и цемент (300 кг на 1 м3 закладки) - подается с поверхности с помощью самотёчно-пневматического транспорта по трубопроводам диаметром 159 мм, проложенным в выработках. Прочность закладки на одноосное сжатие 40-60 кгс/см2.

Вариант системы разработки с закладкой по схеме камера-целик, отбойкой руды глубокими скважинами и выпуском ее на орты вторичных камер. Этим вариантом системы отрабатываются залежи мощностью от 18 м до 30-40 м (рисунок 7).

Рисунок 7. Камернно-целиковая система разработки с закладкой и выпуском руды на орты вторичных камер.

Участок рудной залежи в пределах панели шириной 120-150 м, длиной 200-250 м разбивают на первичные и вторичные камеры шириной 15,5-16,0 м. Вначале отрабатывают первичные камеры, которые затем заполняют твердеющей закладкой прочностью 40-60 кгс/см2. После того, как закладка приобретет необходимую прочность (в течение 6 мес), начинают очистную выемку во вторичных камерах. Вторичные камеры после отработки заполняют твердеющей или гидравлической закладкой.

Подготовка панели заключается в проходке транспортно-бурового горизонта по почве залежи. Пройденные по контуру панели откаточный штрек 1 сечением 18,2 м2 и вентиляционный штрек 2 сечением 16,8 м2 сбивают между собой транспортно-погрузочными 3 и буровыми ортами 4 сечением 16,8 м2. Транспортно-погрузочные орты проходят по оси вторичных, буровые - по оси первичных камер. Из транспортно-погрузочных ортов через 15 м в шахматном порядке под углом 45° к орту проходят погрузочные заезды 5 сечением 12,2 м2.

Первичные камеры по высоте в зависимости от мощности рудного тела разбивают на 2-3 слоя (подэтажа) с целью уменьшения длины скважин. Высота слоя 10-15 м. По границе слоев в центре первичных камер проходят буровые орты 4 сечением 16,8 м2. Транспортно-буровой и буровой горизонты соединяют съездами для самоходных машин.

В породах кровли залежи проходят закладочный горизонт. Закладочные штреки 6 сечением 6,4 м2 сбивают с первичными камерами восстающими 7 сечением 5 м2. В конце панели с вентиляционного штрека проходят вентиляционный восстающий 8 сечением 10 м2, которым сбиваются транспортно-буровой, буровой и закладочный горизонты. Отработку первичных камер начинают с образования отрезной щели путем взрывания вертикальных скважин на отрезной восстающий 9 сечением 6,7 м2. После образования отрезной щели руду отбивают взрыванием вееров скважин диаметром 52 мм, расстояние между веерами 1,3-1,5 м. Руду выпускают в погрузочные заезды и грузят погрузочными машинами ПНБ-4 в автосамосвалы. Вторичные камеры отрабатывают после закладки первичных и по высоте делят на 2-3 слоя. Нижний слой по мощности должен быть таким, чтобы обеспечить шпуровую отбойку при его отработке (4-5м). Остальные слои отрабатывают путем скважинной отбойки, высота их 10-15 м.

По границам слоев в середине вторичных камер проходят буровые орты 10 сечением 16,8м2. Отработку этих камер начинают с образования отрезной щели взрыванием вертикальных скважин на отрезной восстающий сечением 6,7 м2. Одновременно отрабатывают второй и третий слои, причем верхний опережает нижний на расстояние разлета руды при взрывании вееров скважин. Избыток руды выпускают в буровые орты и грузят в автосамосвалы. Остальная руда накапливается на первом слое, который отрабатывается наклонными слоями толщиной 1,5-2,0 м.

Для бурения скважин используют самоходную буровую установку типа СБУ-70, погрузку отбитой руды производят погрузочными машинами ПНБ-4 с дистанционным управлением, транспортировку руды автосамосвалами МоАЗ. Вариант системы разработки с закладкой по схеме "камера-целик" с выемкой первичных камер обычным способом и использованием самоходного оборудования. Данным вариантом отрабатываются залежи мощностью более 16 м. Панель шириной 120-150 м по длине (до 300 м) делят на первичные и вторичные камеры шириной 15 м. Порядок отработки вторичных камер такой же, как при предыдущем варианте. Подготовка панели заключается в проходке по ее границам в кровле и почве рудной залежи откаточных штреков 1 сечением 18,2 м2 и сборного вентиляционного штрека 2 сечением 16,8 м2 (рисунок 8).

Рисунок 8. Камернно-целиковая система разработки с закладкой.

Пройденные в кровле штреки сбиваются между собой вентиляционными ортами 3 сечением 16,8 м2, расположенными по оси первичных камер. Отработку первичных камер начинают с раскоски вентиляционного орта с помощью шпуров и образования камеры (верхней подсечки) высотой 7 м. После выемки верхней подсечки осуществляют почвоуступную выемку оставшихся запасов.

При мощности рудного тела более 20 м запасы в камере отрабатывают, оставляя промежуточный рудный "мост" толщиной 6 м. Место заложения "моста" определяется высотой выработанного пространства над или под ним, т.е. "мост" оставляют в таком месте, чтобы высота камеры над или под ним не превышала 18 м и позволяла использовать для осмотра и оборки кровли самоходные полки СП-18А. "Мост" отрабатывают после заполнения выработанного пространства под "мостом" твердеющей закладкой и приобретения ею необходимой прочности.

При отработке первичных камер используют то же оборудование, что и при панельно-столбовой системе разработки, т.е. буровые установки типа ЗШ-5Д, экскаваторы ЭП-1, автосамосвалы МоАЗ. Подготовку и отработку вторичных камер осуществляют по той же схеме, что и при камерной системе с закладкой, с отбойкой руды глубокими скважинами и выпуском ее на орты вторичных камер.

2.2 Зарубежный опыт

Пологопадающие МПИ с сухой закладкой.

Месторождение Салливан. Рудник Салливан. [5]

Средняя мощность рудного тела 24 м., максимальная 90 м. угол падения от 0 до 40° в верхней части и от 20 до 45° - в нижней. Породы висячего бока представлены устойчивыми кварцитами, лежачего бока - конгломератами. Рудный массив устойчив.

На участках с углом падения от 10 до 40° применяют камерную систему разработки с закладкой с отбойкой руды глубокими скважинами, с разделкой днища по всему лежачему боку и расположением скреперных штреков по простиранию (рисунок 9).

Рисунок 9. Камерно-целиковая система разработки с закладкой.

Отбитая руда доставляется в пальцевые рудоспуски с двух сторон. Под камерой нарезают два выпускных отверстия, разделенные целиком. Из воронок проходят буровые восстающие и небольшие заходки. Взрывные скважины бурят под углом 40-50° при веерном их расположении.

Производительность труда 70 т/смену.

Для закладки пустот применяется порода из подготовительных забоев, так же на участках, где обрушение пород кровли нецелесообразно вследствие опасности воздушных ударов или других причин применяется закладка гравием с примесью глины. Для цементации закладки добавляют хвосты флотации с содержанием 5% железа и небольшого количества извести. Окисление сульфидов цементирует закладку в течение 12-18 месяцев до прочности 2530 кг/см2. Порода, содержащая куски крупностью - 38 мм. с добавлением 7% железистых хвостов и 2,5% воды, цементируется приблизительно в течение шести месяцев.

Рудник Керетти (Финляндия) и Циновец-Жих (ЧССР)[5]

Рудник Керетти является одним из самых старых и крупных рудников компании "Оутокумпу Ой". Его годовая производительность равна 0,47 млн. т. Длина рудного тела достигает 4 км. Мощность доходит до 40 м и составляет в среднем 8 м. Угол падения равен 15—45°. Руда содержит медь, цинк, железо, серу, золото, серебро, кобальт, никель.

Для отработки пологозалегающих участков применяли под-этажное обрушение, но это приводило к значительным потерям руды и резкому росту разубоживания. Кроме того, обрушение пород распространялось до поверхности и по мере развития очистных работ могло вызвать затопление шахты водой вблизи расположенных озер.

В настоящее время главной системой разработки является камерно-столбовая система с искусственными целиками, применяемая при мощности рудного тела свыше 8 м. Высокая механизация работ позволяет достигнуть производительности труда забойного рабочего 160 т/смену. Применение затвердевающей закладки обеспечивает почти 100 %-ное извлечение руды при ее незначительном разубоживания. При этом выемка руды ведется с разбивкой на камеры первой и второй очередей шириной, равной соответственно 6 и 8 м (рисунок 10). Наибольшая высота отрабатываемого слоя составляет 20 м, а длина камер 50—100 м. Отработанные камеры первой очереди заполняют затвердевающей смесью. После достижения ею необходимой прочности отрабатывают камеры второй очереди и заполняют их классифицированными хвостами обогащения.

В камерах по контакту висячего бока проводят подсечные выработки с поперечным сечением, равным 6x3,5 или 8X3,5 м| Крепление кровли их производят анкерами, а при необходимости— торкретбетоном. В зависимости от мощности рудного тела проводят также рудные штреки по контакту лежачего бока. Очистные работы в камере начинают с проходки отрезного восстающего и образования отрезной щели. Отбойку руды осуществляют с помощью скважин, пробуренных с верхней подсечной выработки.

При мощности рудного тела, превышающей 20 м, отработку залежи осуществляют слоями высотой по 20 м в направлении снизу вверх.

Для анкерного крепления используют обычно ребристую сталь диаметром 16—20 мм и длиной 2,4 м, а иногда — до 6 м. Анкеры помещают в шпуры на их полную длину и цементируют смесью классифицированных хвостов обогащения с цементом в соотношении 1:1с добавкой воды и 1 % бентонита.

Твердеющий закладочный материал приготавливают в бетономешалке на поверхности. Гравий, просеянный сквозь сито с ячейками диаметром 20 мм, и классифицированные хвосты обогащения в отношении 2 : 1 являются инертным заполнителем. На 1 м3 смеси добавляют 110 кг портландцемента и 600 л воды.

Рисунок 10. Камерно-столбовая система разработки с последующей закладкой выработанного пространства на руднике Керетти (Финляндия):

1— вентиляционный штрек; 2 — рудоспуск; 3 — откаточный горизонт; 4 и 5 —соответственно верхняя и нижняя подсечки; 6 — доставочная выработка; 7 и 8 — соответственно закладочный массив в первичной и вторичной камерах; .9 — отрезной восстающий; 10 — анкерная крепь

Максимальный расчетный предел прочности сжатию бетонной закладки равен 1,7 МПа. На практике он не превышает 0,6 МПа. Это связано с расслоением закладочной смеси в очистном пространстве.

Закладочный материал подают с поверхности сначала по скважинам диаметром 152 мм, а затем — по сварным трубам диаметром 150 мм, изготовленных из огнеупорного чугуна. Для камер второй очереди смесь поступает прямо от обогатительной фабрики (ОФ) к забоям по скважинам диаметром 78 мм и пластмассовым трубам диаметром 75 мм.

Нарезные выработки камер первой очереди проводят с использованием самоходных трехстреловых бурильных установок "Там-рок Параматик", а штреки камер второй очереди — двустрело-выми бурильными установками "Параматик".

При очистной выемке бурение вертикальных скважин диаметром 51 мм по сетке 1,5X1,5 или 2X2 м производят бурильными установками на гусеничном ходу. В качестве ВВ используется смесь АС-ДТ. В камерах первой очереди используют гладкостенное взрывание с помощью смеси АС-ДТ, ослабленной кусочками полистирола в соотношении 1:1.

Взрывание скважинных зарядов осуществляется с центрального пункта, расположенного в помещении для отдыха на гор. 285 м, оборудованного конденсаторной взрывной машинкой и контрольными приборами для измерения сопротивления цепи.

ПДМ с емкостью ковша 3,8—6 м3 доставляют отбитую руду в рудоспуски, откуда состав вагонеток транспортирует ее по откаточному штреку к дробилке. Рудоспуски размещены так, что максимальное расстояние доставки составляют 200 м.

Машинисты ПДМ подвергаются неблагоприятному воздействию тряски. Первоначальные меры в виде специальных физических упражнений оказались недостаточными. Поэтому на одном погрузчике вынуждены были работать два человека, которые в течение смены подменяют друг друга. Водитель, который не работает на ПДМ, занят на другой работе, например, в подземной мастерской.

На гор. 285 м с безрельсовым транспортом оборудована мастерская для текущего обслуживания и мелких ремонтов самоходных машин. Капитальные ремонты производятся на поверхности в специализированных мастерских.

Производительность труда забойного рабочего при камерно-столбовой системе разработки с искусственными целиками на руднике Керетти достигла 39,7 т/смену.

Аналогичная система разработки применяется для отработки пологозалегающего месторождения на чешском руднике Циновец-Жих. Месторождение залегает на глубине 250 м. Разработка ведется камерами шириной 6 м и высотой 20 м. Ширина междукамерных целиков составляет 8 м.

Рудник Наван (Ирландия)[5]

Рудник производительностью 2,3 млн. т свинцово-цинковой руды в год разрабатывает месторождение, представленное серией линз мощностью 60—8 м с углом падения около 20°.

Предел прочности руды и пород при одноосном сжатии изменяется от 56 до 175 МПа. Вмещающие породы — довольно устойчивые и позволяют отрабатывать камеры шириной 12,5 м и высотой 15 м, которые могут оставаться незаполненными закладочным материалом в течение длительного периода времени. Камеры первой ! очереди заполняют смесью классифицированных хвостов обогащения с цементом, камеры второй очереди — обычной гидравлической смесью. Крепление кровли камер производят анкерами с металлической сеткой. Камеры располагают перпендикулярно главным откаточным выработкам. Подготовка начинается с проведения штрека шириной 5,5 м и высотой 3,7 м на уровне верхнего до-ставочного горизонта по центру камеры до ее границ (рис. 4.2)'. Затем поперечное сечение штрека увеличивают на всю ширину камеры. После уборки руды кровлю полученной выработки крепят анкерами диаметром 16 мм и навинчивают металлическую сетку. Отбойку руды начинают на отрезную щель, образованную у границ одного из панельных целиков. При проведении нарезных выработок в камерах используют то же самоходное оборудование, что и при проведении уклонов и главных откаточных выработок — 26-тонные автосамосвалы и ПДМ.

Рисунок 11. Камерно-столбовая система разработки на руднике Наван (Ирландия): 1 — закладочный массин; 2 — отбитая руда; 3 и 4 — соответственно верхняя и нижняя подсечные выработки; 5 — перемычка; 6 — отрезной восстающий; 7 — транспортный штрек

Для уменьшения сейсмического эффекта одновременно взрывают с миллисекундным замедлением не более 3—4 рядов скважин. В качестве ВВ используют динамит. Каждым взрывом отбивают 2700—3600 т руды. Компания осуществляет исследования по выявлению широкого диапазона интервалов замедления, позволяющего дистанционно взрывать большое число скважин, не выходя за пределы максимально допустимых • вибраций при массовых взрывах.

Применяемый на руднике погрузчик "Бройт" с емкостью ковша 1,9 м3 с дизельными приводом не имеет механизма передвижения. Он буксируется между забоями, перемещаясь на четырех колесах. В час погрузчик грузит до 300 т руды и может осущест-лять небольшие перемещения около навала породы, используя свой ковш для отталкивания. При погрузке колеса машины застопоривают.

Погрузчик изготовлен в Норвегии и широко используется в скандинавских странах при проходке туннелей, а также на карьерах ряда западноевропейских стран.

При транспортировке до 150м руду к рудоспускам доставляют самоходными ПДМ, а при большем расстоянии — 26-тонными дизельными автосамосвалами.

Закладка камер первой очереди осуществляется классифицированными хвостами обогащения, смешанными с цементом в отношении 1:20 и подаваемыми по скважинам от поверхности до каждого действующего горизонта. Отсюда пульпа поступает по трубам в отдельные камеры.

Рисунок 12. Схема отработки рудного тела на руднике Сулливан (Канада): 1 — наклонный ствол; 2 — конвейерный уклон; 3 — камера дробления руды; 4 — бункер дробленой руды; 5 — нижняя капитальная штольня; 6 — бункер для кусковой руды; 7 — главная штольня; 8 — карьер; 9 — камеры, заполненные гравием; 10 —отрабатываемый целик; 11—песчаный закладочный массив; 12 — вентиляционный восстающий; 13 — отрабатываемая камера

В настоящее время около 95 % руды добывается из целиков (высота их 39—76 м, ширина 9—46 м), расположенных между камерами. Применяют различные схемы их отработки с обрушением руды глубокими скважинами диаметром от 41 до 76 мм.

Длину их стараются выдерживать в пределах 18—26 м, но иногда она достигает и 30 м. Запасы обрушенной руды во вторичной камере составляют полугодовую добычу рудника.

Целики высотой 92 м обрушаются поэтапно с образованием отрезной щели. После взрывания "рудных корок" появляется некоторое разубоживание. При выпуске рудной массы необходимо вторичное дробление.

В результате отработки нижних горизонтов и применения массовой отбойки руды произошло обрушение пород висячего бока и растрескивание массива ранее оставленных целиков. Поступление свежего воздуха и воды с поверхности и по старым выработкам привело к интенсивному окислению сульфидной руды, оставленной в целиках на протяжении 10—30 лет. Эта руда склонна к самовозгоранию. Температура пород на границе с подземным пожаром в целике ^9-1 достигала 230 °С. Добыча руды в таких условиях представляет большую опасность из-за повышенной концентрации в рудничной атмосфере S02 и СО, высоких температур и пожароопасной пыли.

Целики по степени опасности разделены на следующие двй; класса: с очень горячей раскаленной рудой, склонной к спеканию (А), и теплой (Б) —с выделением C02,

Меры предосторожности, соблюдаемые на руднике, заключаются в следующем . На скреперном горизонте выпуск руды осуществляется только из одной дучки. Ликвидация зависаний производится лишь взрывным способом. Поскольку при работе скреперных тросов возможно искрообразование, то на отрезке 4,5 м по обе стороны от скрепера их заменяют цепями.

Основной особенностью погрузки горячей руды является сооружение бетонной перемычки между скреперной лебедкой и рудоспуском. В ней устроены отверстия минимального размера для перемещения троса, людей и обзора выработки. В выработки скреперования подается мощная струя свежего воздуха.

Установлены следующие правила при выемке целиков, относящихся к классам А и Б:

в очистных забоях работают по три человека в специальной защитной одежде и снабженные противогазами;

два человека заходят в скреперную выработку, а третий остается у входа;

не разрешается вести взрывные работы в соседних скреперных выработках;

к рабочей дучке с образовавшимся зависанием не разрешается подходить вдвоем.

Вторичное дробление осуществляется взрыванием только одного шпура. Используются патроны ВВ в асбестовой оболочке и электродетонаторы. Взрывание производится из специально оборудованной камеры. Все люди во время взрывания укрываются в этой камере. При отбойке горячей руды применяются водонапол-ненные ВВ и детонирующий шнур в асбестовой оболочке.

Для ликвидации высоких зависаний были испытаны снаряды с алюминизированным ВВ типа МС1М. Рудник обычно работает в 2 смены в течение 5 дней в неделю. При очень горячей руде работы ведутся непрерывно, со сменой бригад на рабочих местах. Быстрый выпуск руды позволяет снизить опасность возникновения пожара и избежать спекания руды. Выпуск ее из блока начинается из самой дальней от скреперной лебедки дучки, остальные — изолируются бетонными перемычками. Оценка состояния руды производится в вагонетках или визуально в дучках. Осуществляется она и в потенциально "горячих" целиках с целью определения опасных в пожарном отношении зон. В случаях, когда встречается горячая руда, выпуск ведется до появления пустых пород. Если выходит раскаленная руда из дучки, то она закрывается бетонной перемычкой и выпуск продолжается из соседних участков. В рудоспусках и бункерах при поступлении горячей руды происходит ее цементация, особенно при наличии воды. Поэтому руда в них находится непродолжительное время. Проветривание мест разгрузки руды из рудоспусков осуществляется свежей струей. Используется также водяное орошение в погрузочных пунктах. Рудоспуски закрепляют бетоном или армируют стальными листами.

За всеми работами ведется тщательный надзор, замеряется температура во всех взрывных скважинах. Заряжание их производится в минимальные сроки для уменьшения времени соприкосновения ВВ с горячей рудой. При ее температуре от 54 до 65 °С используются только предохранительные ВВ, при 65—93° применяются предохранительные ВВ в сочетании со специальными мероприятиями, а при температуре выше 93 °С взрывные работы запрещаются.

На всех участках с пожароопасной рудой оборудованы спасательные станции для пребывания в них при аварийных ситуациях всех работающих в течение 24 ч. Особое внимание уделяется вентиляции пожароопасных зон и главным образом проветриванию скреперных выработок. Очень важно своевременно воздвигать перемычки в нерабочих дучках и скреперных выработках. Загазо-1 ванность и запыленность скреперных штреков требует увеличения скорости движения воздуха. Сначала для этой цели использовались вентиляторы частичного проветривания, которыми создавалось соответствующее движение воздуха в скреперных штреках. Однако большой его приток может способствовать возникновению пожаров. В настоящее время на исходящей струе скреперных штреков создают давление воздуха ниже атмосферного, что предотвращает проникновение воздуха через дучки к горячей руде.

Проведенный компанией анализ показал, что себестоимость добычи 1 т горячей руды с соблюдением всех мер безопасности увеличилась на 20—25 %, а извлечение металла снизилось из-за процесса окисления руды и изменения порядка выпуска.

В 1964 г. на руднике введена служба по механике горных пород. Ее первоначальными целями было оказание помощи в совершенствовании систем разработки, последовательности и интенсивности выемки; обеспечении наиболее безопасных и экономичных способов выемки рудных целиков и обеспечении извлечения камерного запаса после возобновления очистной выемки ниже гор. 1190м. Эта служба консультирует горняков по вопросам выбора поперечных сечений выработок и способов их поддержания. Инженеры по механике горных пород участвуют при разработке новых проектов, включая планирование отработки целиков.

С целью замеров смещений дневной поверхности и обрушения вышележащих пород на большой площади была создана обширная сеть наблюдательных станций. Для измерения сдвижения пород и напряжений в целиках использовались многопроволочные экс-5 тензометры. Цель исследований заключалась в замере опасного уровня напряжений в отдельных целиках и их группах. Среднее максимальное напряжение изменялось от 10 до 50 МПа, в отдельных случаях достигало 112 МПа. Эти замеры обеспечивают информацию, необходимую для оптимизации параметров системы разработки.

Годовая производительность рудника составляет около 2,5 млн. т Производительность труда подземного рабочего достигает 20 т/смену.

Системы применяют для отработки ценных руд в сложных горно-технических условиях.

Рисунок 13. Панельно-слоевая система разработки с гидравлической закладкой; 1 — наклонная рудная залежь; 2 —закладка; 3 — панельный штрек; 4 — очистная заходка.

Конструктивное решение систем этого типа зависит от размеров и мощности залежи.

Примером однослойной выемки может служить практика рудника "Вуонос" (Финляндия), отрабатывающего пологую залежь крепких руд мощностью 5—6 м в неустойчивых кварцитах (рисунок 14). Разрезной штрек в центре камеры имеет ширину 6—7 м с углом наклона стенок 60°. В дальнейшем панели отрабатывают параллельными заходками шириной 6—7 м с одной из сторон разрезного штрека в двух забоях одновременно. Высота штрека и заходок равна мощности залежи. Применяют анкерное крепление кровли и гидравлическую закладку. В торце заходок сооружают бетонные перемычки толщиной 70см. Наклонные стенки заходок позволяют использовать материал малой прочности. Потери руды составляют 3 %, сменная производительность труда рабочего — 9,5 т.

Примером двухслойной выемки является практика рудника Пальковице" (ПНР), отрабатывающего пологую залежь мощностью до 9м в относительно устойчивых известняках и доломитах (рисунок 14). Первоначально проходят верхнюю слоевую заходку шириной до 10м, имеющую вид траншеи. Работы ведут в двух встречных забоях (в одном — бурение, в другом — погрузка и транспортирование руды). Боковая сторона заходки со стороны закладочного массива ограждена щитами. После сбойки и крепления кровли и боковой стенки верхней заходки по всей длине панели начинают нарезать нижнюю заходку, оставляя со стороны закладочного массива временный целик шириной понизу 4м и поверху 2м. Для отбойки руды в нижней заходке применяют нисходящие вертикальные скважины. По мере выемки руды в нижней заходке

Рисунок 14. Схема сплошной выемки заходками с закладкой выработанного пространства: а и б — соответственно планы верхнего и нижнего слоев; 1 — верхняя слоевая заходка; 2 — рудная залежь; 3 — песчаная закладка; 4 — ограждающие щиты; 5 — временный ограждающий целик; 6 — заезды на слоевые заходки; 7 — нижняя заходка; 8 — буровые скважины

ее боковую стенку со стороны рудного массива укрепляют щитами и анкерами. В последнюю очередь вынимают целик и выработанное пространство заполняют песчаной закладкой.

Система позволяет при большой мощности залежи и малопрочной закладке достичь высокой степени извлечения. Потери и ра-зубоживание руды находится на уровне 5—6 %.

Примером многослойной слоевой выемки руды является практика рудников Норильского ГМК.

В зависимости от устойчивости кровли применяют варианты с восходящим, нисходящим и комбинированным порядком выемки слоев.

При системе с комбинированным порядком выемки слоев верхний подкровельный слой отрабатывают с опережением (рисунок 16), остальную часть — с восходящим порядком выемки слоев потол-коуступным забоем. Вариант применяют при слабых и неустойчивых породах кровли.

Параметры системы: длина панели 120 м, ширина ленты 8м, высота слоя 3—4 м, максимальная высота обнажения 7м, недоза-кладка выработанного пространства 3—3,5 м. Подготовка панели осуществляется ортами и вентиляционными закладочными выработками. Рудоспуски располагают на границе, посредине панели с выходом на каждую ленту (см. рисунок 15) или на флангах панелей с выходом на слоевые орты. Последнюю схему применяют при мощности залежи менее 12—15 м для сокращения числа рудоспусков за счет увеличения длины транспортирования.

Рисунок 15. Система разработки со сплошной слоевой выемкой руды (комбинированный порядок выемки слоев): 1 — вентиляционно-ходовой восстающий; 2 — рудоспуски; 3 — вентиляционно-закладочный квершлаг; 4 — верхний (подкровельный) слой; 5 — слоевые орты; 6 и 7 — соответственно вентиляционные восстающий и квершлаг; 8 — выемочные слои; 9 — откаточный квершлаг; 10 и 11 — соответственно транспортный и фланговый съезды

Очистные работы ведут одновременно в двух-трех лентах с последовательным выполнением операций по бурению, взрыванию, погрузке — доставке руды, креплению и закладке.

Отбойку руды осуществляют, как правило, крутонаклонными (55—70°) шпурами диаметром 42—56 мм и глубиной 4 м, уход забоя за цикл составляет 8,5 м, выход руды — 1,5—2 м3/м.

К погрузке — доставке руды приступают после набора закладкой прочности в верхней части слоя (через 1—3 сут) не менее 0,7 МПа для погрузочно-доставочных машин (ПДМ) с общей массой 15 т; 1 МПа —с массой 30 т и 1,5 МПа — с массой 35—40 т. Цикл очистной выемки осуществляется за четыре смены. Время, затраченное на отработку слоя, равно 19 сут, продолжительность закладочных работ составляет 5 сут, а время затвердевания закладки —12 сут.

Значения производительности оборудования, применяемого при разработке месторождения системой со сплошной слоевой выемкой руды (комбинированный порядок выемки слоев), приведены ниже.

Бурильная установка:

"Симба 312"......................... 160 м/смену

"Бумер 136".......................... 78 м/ч

Погрузочно-транспортная машина ЛФ-12 1500 т/сут

При варианте с нисходящей слоевой выемкой рудное тело также разделяют на панели и подготовку осуществляют диагональным наклонным съездом. Опережение очистных работ в панели, по сравнению со смежной, должно быть не менее 30 м, а фронт очистной выемки может иметь горизонтальную или чаще ступенчатую форму. При этом расстояние между ближайшими стенками очистных заходок должно составлять не менее 8—24 м. Очистные работы в слоях ведут тупиковыми выработками сразу на все сечение или с предварительной проходкой разрезной выработки.

Параметры системы (вариант со слоевой выемкой руды) и показатели буровзрывных работ

На почве очистной заходки перед подачей закладки оставляют слой рудной мелочи высотой 0,3—0,5 м, на который укладывают пленку. Прочность закладки в кровле на момент ее обнажения должна быть не менее 8 МПа при толщине несущего слоя закладки не менее 2 м и ширине обнажения не более 8 м. С боковой стороны очистной ленты прочность закладки должна составлять не менее 1 МПа при высоте обнажения до 7 м. Угол наклона выемочных слоев должен быть не ниже (3—4°)' угла растяжения закладочной смеси. Основные технико-экономические показатели системы разработки со сплошной слоевой выемкой руды приведены в таблице 2

Таблица 2 - Основные ТЭП

Развитие систем разработки мощных пологих залежей происходит в направлении сокращения потерь руды в целиках, что достигается применением камерных систем с двухстадийной выемкой и твердеющей закладкой и систем со сплошной слоевой выемкой.

Эффективность разработки этими системами зависит от оптимизации параметров панелей, месторасположения рудоспусков, рациональной организации очистных, закладочных работ и их интенсификации.

3. Выбор системы разработки

Правильный выбор систем разработки рудных месторождений имеет важное значение и в основном определяет эффективность их разработки.

На большинстве рудных месторождений по горнотехническим условиям можно применять несколько разных систем разработки. Однако для каждого месторождения должна быть выбрана наиболее рациональная система, удовлетворяющая разным техническим и экономическим требованиям, среди которых самыми важными являются:

- обеспечение безопасных и здоровых условий труда для работающих;

- достижение минимальной себестоимости продукции;

- выполнение заданной производительности рудника по добыче руды с соблюдением принятых кондиций по её качеству;

- рациональное использование недр, экономически обоснованный минимум потерь и разубоживания руды, а также комплексная разработка полезных компонентов и месторождений.

Выбор систем разработки производим по постоянным и переменным факторам.

Все системы разработки рудных месторождений с экономической точки зрения могут быть разделены на две группы.

К первой относятся системы разработки, у которых себестоимость добычи 1 тонны руды небольшая, но потери и разубоживание повышены: Это системы с естественным поддержанием очистного пространства при оставлении постоянных целиков и системы с обрушением руды и вмещающих пород.

Вторая группа включает системы разработки с небольшими потерями и разубоживанием, но с большой себестоимостью 1 тонны руды. К ним относят системы с искусственным поддержанием очистного пространства.

Для окончательного выбора системы разработки используем сравнение технико-экономический параметров систем.

Так как в пределах месторождения рудное тело невыдержанное по мощности, средняя мощность равна 24 м, выдержанное по углу наклона 12, залегание пологое, устойчивость руды и вмещающих пород непостоянна и изменяется от средней до неустойчивой, а также резко снижается в местах тектонических нарушений, глубина залегания от 1000 до 1300 м, земная поверхность охраняется, руда ценная, сульфидная склонная к слёживанию и самовозгоранию, то для таких условий возможность выбора системы разработки весьма узка.

Целесообразно выбрать систему разработки с минимальными потерями и разубоживанием (из-за высокой ценности руды), с закладкой выработанного пространства (из-за необходимости сохранения земной поверхности, так как (Н/m)‹200, большой глубины разработки и удароопасности месторождения) твердеющими смесями (из-за опасности самовозгорания руды). К таким системам относится сплошная (без оставления целиков) слоевая система разработки с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями, потому что она обеспечивает необходимые параметры и технико-экономические показатели по системе разработки и сплошная камерная система разработки с закладкой выработанного пространства.

3.1 Область рационального применения сплошных слоевых систем разработки

Большая мощность перекрывающих друг друга залежей руд различного качества, экономическая целесообразность первоочерёдной отработки сплошных (богатых) руд и необходимость сохранения вкрапленных для последующей выемки обусловили управление горным давлением при очистной выемке полной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями.

Страницы: 1, 2, 3, 4