Система этажного принудительного обрушения.
Условия ее применения во многом сходны с условиями системы подэтажного обрушения. Различия заключаются в том, что система этажного обрушения применяется при разработке весьма мощных рудных тел (более 25—30 м) с более устойчивыми рудами (f > 4—5); залегание рудного тела — крутое и пологое. При углах падения 20—60° участок залежи, примыкающий к лежачему боку, целесообразнее отрабатывать системами подэтажного обрушения.
Так же как и при системах подэтажного обрушения, отбойку руды ведут на горизонтальные компенсационные камеры, на вертикальные компенсационные камеры и «в зажатой среде» без компенсационных камер. Размеры компенсационных камер принимают больше, чем при подэтажном обрушении, так как взрываемый массив руды имеет больший объем.
Этажное обрушение на вертикальные компенсационные камеры чаще применяют при крепких рудах; при отбойке «в зажиме» возможно также его использование при рудах средней крепости, В настоящее время системы этажного принудительного обрушения используются на рудниках черной и цветной металлургии и предприятиях химической промышленности. Применявшаяся в 50—60-е годы на некоторых рудниках система этажного естественного обрушения не получила распространения из-за жестких условий применения и присущих ей недостатков.
Система принудительного этажного обрушения на горизонтальные компенсационные
камеры была впервые применена в конце 40-х годов на рудниках Криворожского бассейна. Конструктивно она аналогична системе подэтажного обрушения с отбойкой руды горизонтальными скважинами (см. рис. 5.34), но характеризуется большей высотой обрушаемого массива руды и компенсационных камер. Горизонт выпуска руды располагается на уровне откаточного горизонта (например, при вибровыпуске) или несколько выше него (при устройстве горизонтов скреперования).
Ширина (длина) блоков составляет 30—50 м и зависит от горного давления. Высота блока
50—80 м, высота компенсационных камер 10—15 м.
Подсечку блока ведут одновременно с обуриванием массива глубокими скважинами. Между подсечными камерами оставляют временные целики для предотвращения преждевременного обрушения блока. Размеры компенсационных камер в плане, число их и толщина временного целика определяются устойчивостью руды и размерами блока, а их высота принимается из расчета компенсации увеличения объема руды вследствие разрыхления ее при взрыве.
Подсечку чаще всего осуществляют двумя способами:
штанговыми шпурами пробуренными из рудоспускных дучек в сочетании с одним-дdумя рядами глубоких горизонтальных скважин, служащих для увеличения высоты компенсационных камер; горизонтальные скважины можно бурить из восстающих, пройденных из дучек во временных целиках;
взрыванием на отрезную щель вертикальных вееров скважин, пробуренных из горизонтальных выработок на горизонте подсечки.
Продолжительность обуривания блока зависит от его размеров, производительности и числа одновременно работающих буровых станков и составляет в среднем 3—5 мес.
Все скважины как в рудном массиве над подсечным пространством, так и во временных целиках заряжают одновременно (в течение нескольких смен). Взрывание скважин в каждом отдельном слое одновременное или короткозамедленное, а в слоях — последовательное с применением электродетонаторов замедленного действия.
При небольшой высоте этажа и легкообрушающихся рудах весь массив над подсечным пространством обуривают иногда из двух или даже одной буровой камеры, что позволяет резко сократить объем подготовительных работ.
После проведения компенсационных камер заряжают все скважины и взрывают их в следующем порядке: в первую очередь массовым взрывом разрушают временный целик, затем обрушают массив блока послойно с интервалами 1—2 с. Выпуск руды проводится под обрушенными породами.
Вариант принудительного этажного обрушения па вертикальные компенсационные камеры является дальнейшим развитием этажно-камерных систем разработки (см. рис. 5.21), когда толщину целиков принимают больше ширины камер. Последние стали выполнять функцию компенсационного пространства.
Рис. 5.37. Варианты системы этажного принудительного обрушения с отбойкой на вертикальную компенсационную камеру (а) и в зажатой среде (б)
Вариант такой системы с отбойкой руды в е р т и к а л ь н ы м и п у ч к а м и п а р а л л е л ь н ы х с б л и ж е нн ы х с к в а ж и н , применяемый на рудниках ПО
«Сибруда», показан на рис. 5.37, а. Этаж высотой 70—80 м делят на блоки шириной 25—27 м и длиной, равной мощности рудного тела. Вдоль блока устраивают компенсационную камеру 1 шириной 4—6 м путем взрывания нисходящих параллельно-сближенных скважин на отрезной восстающий. Основная часть блока обуривается нисходящими пучками скважин 4 длиной 50 м, а потолочная — пучками восходящих скважин 2 длиной до 20 м.
Скважины диаметром 105 мм бурят станками пневмоударного бурения из ортов 3. В основании временных целиков пробуривают пучки горизонтальных скважин 6. Число скважин в пучках в зависимости от крепости руды и расстояния между пучками колеблется от 6—8 до 12—
Над выпускными траншеями образуют подсечную камеру 5 взрыванием восходящих вееров скважин, пробуриваемых из орта 8.
Руду отбивают на компенсационную камеру с одной стороны. Взрывание пучков скважин
короткозамедленное. Руду в откаточный орт 7 выпускают с помощью вибрационных установок ВДПУ-4ТМ. При выемке руд с коэффициентом крепости 12—14 на шахте «Шерегешская» достигнуты следующие показатели. Удельный расход ВВ, кг/т:
на отбойку 0,45
на вторичное дробление 0,085
Сменная производительность труда подземного рабочего, т 20,5
Удельный объем проведения подготовительно-нарезных выработок на 1000т добычи, м 2,7
В связи с ростом глубины горных работ и снижением устойчивости компенсационных
камер на рудниках ПО «Сибруда» стали шире применять отбойку руды в зажатой среде. Один из вариантов системы этажного обрушения без компенсационного пространства, используемый на Таштагольском руднике, показан на рис. 5.37, б. Этот вариант отличается от предыдущего следующим:
не проводится вертикальная компенсационная камера;
число скважин в пучках уменьшено и они располагаются чаще на расстоянии от 3,5 до
6 м. Для бурения скважин из буровых ортов проводят буровые заходки 1;
отбойку руды ведут секциями толщиной 13,5 м на один ряд выпускных отверстий; подсечное пространство 3 под приемными воронками делают меньшей высоты (2,5—5 м);
при высоте траншеи 8-—10 м подсечку над ней можно не производить. Подсечку образуют взрыванием одного-двух рядов горизонтальных скважин 2;
в целях сохранения кровли подсечного пространства от обрушения между рядами выпускных отверстий и на контакте с обрушенными породами оставляют предохранительные целики 4f разрушаемые при массовом взрыве.
Исследованиями установлено, что при взрыве скважин в секции ранее обрушенная руда
(порода) смещается в сторону от взрываемого массива на 1,6—2,3 м, что соответствует коэффициенту разрыхления руды 1,1—1,18.
Взрывание скважин короткозамедленное, выпуск руды осуществляется вибропитателями.
Переход на отбойку «в зажиме» позволил улучшить качество дробления: выход негабарита при размере кондиционного куска 1000 м составил всего 2—3%. Повысились производительность выпуска руды и производительность труда рабочего по системе, но несколько возросли потери и разубоживание.
Рис. 5.38. Конструкция днища для интенсивного выпуска руды: 1 – доставочная выработка; 2 – ниша для вибропитателя; 3 – целик; 4 – воронка; 5 – конвейер; 6 – питатель; 7 – породно-бетонная подушка; 8 – ниша для пневмоимпульсной установки.
На рудниках ПО «Апатит» основной системой является этажное принудительное обрушение с отбойкой руды в зажатой среде массовыми взрывами вееров скважин диаметром 105 мм, заряженных граммонитом. Масса отбиваемой в секции руды около 250 тыс. т. Расход ВВ на первичную отбойку 420 г/т. Погрузка выпускаемой через воронки и дучки руды в вагоны ВГ-8 осуществляется с помощью скреперных лебедок КЮ0ЛС-2С или вибропитателей ВДПУ-4ТМ. Расход ВВ на вторичное дробление — 90 г/т. Одна секция отрабатывается в среднем за 228 смен. Из них 69 смен приходится на бурение, 8 смен — на заряжание, взрывание скважин и проветривание забоя, 151 смена — на выпуск и доставку руды.
Одним из недостатков систем с отбойкой в зажатой среде, особенно при большой глубине в условиях значительного горного давления, являются затруднения с выпуском руды, обусловленные низким первоначальным коэффицентом ее разрыхления (1,1— 1,15). Над
воронками в процессе выпуска руды образуются зависания и высокие полости, что не только снижает производительность выпуска, но и ведет к росту горного давления.
Рис. 5.39. Система этажного принудительного обрушения с торцовым выпуском руды
Для интенсификации выпуска руды на рудниках ПО «Апатит» разработаны и успешно испытаны варианты новой технологии выпуска. В первом случае (рис. 5.38, а) увеличение производительности выпуска достигается путем увеличения площади выпускных отверстий до 6—8 м2, в каждом из которых устанавливаются по два вибропитателя. Выпуск руды и ликвидацию зависаний производят включением вибропитателей в работу одновременно или раздельно. Во втором случае (рис. 5.38, б) вибропитатели устанавливают в погрузочно- доставочных камерах по одному. Руда в нижней части траншеи (зона I) находится под активным
воздействием виброколебаний питателей на высоту 1,5—2 м. Образованию устойчивых сводов зависания препятствуют асимметричная форма выпускных воронок с двумя вертикальными стенками в зоне II и широкий свободный пролет в основании зоны III. Подвижка руды с наклонных стенок воронок ускоряется с помощью пневмоимпульсных установок.
Указанная технология позволяет увеличить производительность выпуска руды в 2—3
раза.
Как и при подэтажном обрушении, в системах этажного обрушения применяют
т о р ц о в ы й в ы п у с к руды. Один из вариантов таких систем показан на рис. 5.39. Обуривание массива ведется веерными комплектами глубоких скважин из выработки 1 (5) вышележащего горизонта. Одновременно взрывают по нескольку рядов скважин. Отбитая руда опускается на доставочный горизонт в выработки 2 после обрушения части потолочины 8.
Погрузку и транспортировку руды осуществляют погрузочно-доставочными машинами до рудоспуска 3, по которому она поступает на откаточный штрек 4. В одной из выработок 2 ширина фронта погрузки равна ширине доставочной выработки. В соседней выработке ее торец взрыванием скважин 6 расширяют на ширину секции (12—15 м), образуя горизонтальную воронку 7, широкой стороной примыкающую к обрушению. Фронтальная погрузка позволяет наряду с увеличением расстояния между доставочными выработками уменьшить потери и разубоживание руды. Вариант с фронтальной погрузкой можно применять только при устойчивых рудах вследствие большой площади обнажения кровли на участке погрузки.
По сравнению с площадным торцовый выпуск имеет следующие преимущества: более
безопасен; позволяет иметь в 1,5—2 раза большую площадь поперечного сечения доставочных выработок; допускает разработку на больших глубинах; характеризуется меньшими затратами на поддержание выработок (на 20—40 %); обеспечивает более высокую производительность труда и снижает себестоимость добычи 1 т руды на 10—25 %.
Хотя в целом системы этажного обрушения более эффективны, чем системы подэтажного обрушения (в основном вследствие меньшего объема нарезных работ), в определенных условиях варианты подэтажного обрушения глубокими скважинами обеспечивают более высокую производительность труда, чем варианты этажного обрушения. Это относится к первую очередь к разработке месторождений в условиях высокого горного давления, где меньший срок отработки подэтажа существенно снижает затраты на поддержание выработок. Уменьшение размеров блоков (секций, панелей) в плане позволяет уменьшить горное давление на выработки.
Достарыңызбен бөлісу: |