Очистные работы
Основы горного дела

Очистные работы

Очистные работы — главное звено стадии очистной выемки. Основной процесс очистных работ — отбойка руды, за которой следует доставка ее к транспортным средствам. Доставка сопровождается, как правило, вторичным дроблением негабаритных кусков. Безопасное и высокопроизводительное ведение работ по отбойке и доставке руды обеспечивается надежным поддержанием очистного пространства.

Отбойка руды

Отбойка — отделение руды от массива с одновременным ее дроблением на куски.

При добыче руд применяют взрывную, механическую отбойку и самообрушение.

Как уже отмечалось, наиболее распространена на подземных рудниках взрывная отбойка руд любой крепости.

Отбойку производят с использованием только внутренних зарядов, размещенных внутри массива: шпуровых, скважинных и в некоторых случаях минных.

Для оценки результатов отбойки применяют следующие технико-экономические показатели: производительность труда бурильщика, выражаемая в тоннах или кубических метрах обуренного шпурами или скважинами массива в смену (т/смену, м3/смену); удельный расход взрывчатого вещества (ВВ) на отбойку тонны или кубометра руды (кг/т, кг/м3); выход руды при отбойке с одного метра шпура или скважины (т/м, м3/м); выход негабарита в процентах по весу от общего количества отбитой руды.

Негабаритом называют куски отбитой руды, имеющие размеры больше допустимых по условиям доставки и транспорта.

Кондиционными называют куски руды, размеры которых позволяют беспрепятственно перемещать их на всем пути от забоя до поверхности или до подземного дробильно-перегрузочного узла.

Негабаритные куски необходимо дробить дополнительно, пока они не будут разделены на кондиционные. Чем меньше выход негабарита, тем лучше качество отбойки.

На эффективность взрывной отбойки влияют крепость (прочность на сжатие) и трещиноватость руды, число обнаженных (открытых) поверхностей забоя.

Отбойка скважинными зарядами

Впервые ее начали применять в нашей стране в начале 30-х гг. На подземных рудниках отбивают руду скважинами диаметром 56–150 мм и длиной до 40–50 м.

Основные параметры скважинной отбойки — линия наименьшего сопротивления (л.н.с.) и расстояние между соседними скважинами. Л.н.с. — кратчайшее расстояние между зарядом и поверхностью забоя. Оно зависит от крепости и вязкости руды, диаметра скважин и мощности ВВ. Отбойку осуществляют послойно, горизонтальными или вертикальными слоями; при этом скважинные заряды размещают, как правило, в одной плоскости, параллельной открытой поверхности забоя. Толщина слоя в этом случае будет равна л.н.с. Расположение скважины в слое может быть параллельным, параллельно-сближенным, веерным (рис. 6.46).

Схемы параллельного (а) и веерного (б) расположения взрывных скважин при отбойке руды
Рис. 6.46. Схемы параллельного (а) и веерного (б) расположения взрывных скважин при отбойке руды: 1 — скважины; 2 — буровые выработки; W — линии наименьшего сопротивления

При параллельном расположении скважин ВВ в массиве размещается равномерно, что способствует качественному дроблению с небольшим выходом негабарита. Однако для бурения каждой скважины необходимо переставлять буровой станок, что требует иногда значительных затрат рабочего времени, особенно при использовании переносного бурового оборудования. Кроме того, для его перемещения вдоль каждого одного-двух рядов скважин необходимо наличие всей выработки (буровой заходки). В результате образуется густая сеть буровых выработок (заходок) большого поперечного сечения, что, естественно, требует соответствующих затрат и удорожает добычу. По этим причинам отбойку параллельными скважинами применяют в устойчивых труднодробимых рудах, когда повышенные затраты на отбойку компенсируются уменьшением расходов на вторичное дробление негабарита.

Для сохранения преимущества параллельного расположения скважин и уменьшения его недостатков на многих железорудных шахтах Сибири и при разработке железистых кварцитов в Кривбассе успешно применяют отбойку параллельно-сближенными скважинами. Она отличается от отбойки параллельными скважинами тем, что вместо одной скважины в ряду бурят несколько близко расположенных (сближенных) скважин. Расстояние между ними составляет 3–4 диаметра одной скважины, число скважин в комплекте 3–10. Несколько сближенных скважин при производстве взрыва работают вместе как одна скважина большого диаметра. Это позволяет увеличить расстояние между буровыми заходками и уменьшить их число, а следовательно, затраты на проходку.

Наиболее распространено веерное расположение скважин в слое (скважины расходятся веером из одной точки). В этом случае станок переставляют только для бурения скважин в следующем веере. Поэтому, во-первых, резко сокращаются затраты времени на перестановку станка и возрастает выработка бурильщика за смену. Во-вторых, необходимо меньшее число буровых выработок. Недостатки отбойки веерными скважинами связаны с неравномерным размещением ВВ по площади забоя. Так как вблизи буровой выработки скважины расположены густо, некоторые из них заряжают не полностью (повышенный расход скважин на отбойку), а по краям забоя расстояние между концами скважин составляет около полутора л.н.с., и качество дробления здесь невысокое (велик выход негабарита).

Для бурения скважин применяют следующее оборудование: колонковые перфораторы (веерные скважины), буровые станки с погружными пневмоударниками (параллельные, параллельно-сближенные и веерные скважины), самоходные бурильные установки (в основном веерные скважины), иногда станки шарошечного бурения (веерные скважины).

Заряжание скважин производят почти исключительно установками для пневмозаряжания, при этом используют гранулированные ВВ различных типов.

При отбойке взрывают обычно несколько рядов скважин. При большой площади забоя количество отбитой руды может составлять тысячи, десятки и даже сотни тысяч тонн, а количество взрываемого при этом ВВ — до десятков тонн. Такие взрывы называют массовыми. Для уменьшения разрушительного воздействия массовых взрывов на окружающие горные выработки сооружения под землей и на поверхности взрывание скважинных зарядов производят по частям с замедлением между рядами скважин и между скважинами в слое. Подготовка массового взрыва занимает несколько смен, причем в это время другие работы в блоке не ведут. Массовые взрывы приурочивают к общешахтным выходным, т. к. на проветривание после них затрачивается до 20 часов. После производства массовых взрывов первыми в шахту спускаются горноспасатели, которые берут пробы шахтного воздуха и при необходимости ремонтируют поврежденные выработки.

Технико-экономические показатели отбойки скважинами:

  • производительность труда бурильщика составляет от 30–50 м3/смену в крепких рудах до 250–300 м3/смену в рудах средней крепости;
  • удельный расход ВВ изменяется от 1,5 до 0,5 кг/м3, причем при отбойке веерными скважинами удельный расход ВВ на 10–15 % выше, чем при отбойке параллельными;
  • выход руды составляет 4–5 м3/м крепких рудах и 15–20 м3/м в рудах средней крепости;
  • выход негабарита в зависимости от свойств руды изменяется на различных рудниках от 3 до 15 % и выше.

Область применения скважинной отбойки — мощные (более 6–8 м) рудные залежи достаточно устойчивых руд обычно средней ценности, т. к. точность отбойки руды скважинами (особенно веерными) по контакту с пустыми породами невысокая, что связано с повышением разубоживания.

Шпуровая отбойка

Шпуровые заряды обладают меньшей мощностью и по сравнению со скважинными в 1 м шпура диаметром 40–50 мм вмещается 0,8–1,5 кг ВВ, тогда как в 1 м скважины диаметром 105–150 мм — до 15–20 кг взрывчатки. Это определяет значительную трудоемкость шпуровой отбойки, т. к. для добычи одного и того же количества руды нужно пробурить шпуров в несколько раз больше, чем скважин. Поэтому шпуровую отбойку используют, как правило, в тех случаях, где невозможно или невыгодно применять скважинную.

Порядок выемки руды с использованием шпуров — послойный в восходящем или в горизонтальном направлении. При восходящей выемке массив руды отрабатывают горизонтальными слоями снизу вверх. Так как при этом люди работают под рудным массивом, он должен иметь устойчивость не ниже средней. Отбойку руды в каждом слое осуществляют восходящими шпурами, если руда устойчива, или горизонтальными шпурами, если устойчивость массива недостаточна (рис. 6.47). Последнее объясняется тем, что при отбойке горизонтальными шпурами кровля забоя получается более гладкой и в ней образуется меньше заколов — кусков, слабо связанных с массивом и способных отделиться от него в любой момент. При отбойке восходящими шпурами можно бурить шпуры одновременно несколькими бурильными машинами по длине забоя и отбивать руду в больших объемах, чем при отбойке горизонтальными шпурами, длина которых (до 3–4 м) ограничивает разовый объем отбойки.

Схемы отбойки руды горизонтальными (а и в) и восходящими (б) шпурами
Рис. 6.47. Схемы отбойки руды горизонтальными (а и в) и восходящими (б) шпурами (а, б – отбойка на две свободные поверхности, в – на одну): 1 — самоходная бурильная установка; 2 — телескопный перфоратор; 3 — ручной перфоратор на пневмоподдержке

Отбойку в горизонтальном направлении осуществляют в длинных забоях (лавах) на две обнаженные поверхности (выемка уступом) или в узких забоях с одной обнаженной поверхностью, как при проведении горных выработок (см. рис. 6.47, в).

Параметры шпуровой отбойки — л.н.с. или площадь забоя, приходящаяся на один шпур и изменяющаяся от 0,25–0,4 м2 в узких, стесненных забоях до 0,5–1 м2 в забоях большой площади.

При шпуровой отбойке применяют следующее буровое оборудование: ручные перфораторы с пневмоподдержкой (горизонтальные и слабонаклонные шпуры), телескопные перфораторы (восходящие шпуры); самоходные бурильные установки (шпуры любого направления). Заряжание шпуров патронированными ВВ обычно производится вручную, а при использовании гранулированных ВВ применяются пневмозарядные установки эжекторного или нагнетательного типов. Взрывание шпуровых зарядов производят посредством огнепроводного шнура (при небольшом числе зарядов) или с помощью электродетонаторов.

Технико-экономические показатели шпуровой отбойки:

  • производительность труда бурильщика изменяется от 5–50 м3/смену при использовании перфораторов до 400–600 м3/смену при применении самоходных бурильных установок с 2–3 бурильными машинами (большие величины — в рудах средней крепости и забоях достаточной площади);
  • удельный расход ВВ на отбойку — 0,6–3 кг/м3;
  • выход отбитой руды на 1 м шпура — 0,3–1,5 м3/м;
  • выход негабарита — от 0 до 3–5 %.

Область применения шпуровой отбойки — маломощные рудные тела жильных месторождений, проходческие работы при проведении практически всех видов горных выработок.

Минная отбойка

Как основной способ отбойки распространена мало. Ее применяют в основном для обрушения целиков, в которых уже есть или могут быть проведены горные выработки. Заряды ВВ, масса которых достигает сотен килограммов, размещают на почве выработок или в их ответвлениях (минных карманах) насыпью или в мешках. Расстояние между зарядами достигает 8–12 м. Перед взрыванием заряды иногда засыпают забойкой из дробленой породы для увеличения эффективности разрушения массива.

Механическая отбойка

Механическая отбойка применяется в основном при выемке руд и пород с применением самоходных шарошечных комбайнов.

Самообрушение руды

Это наиболее дешевый вид отбойки. Под рудным массивом проводят сеть пересекающихся выработок, раздельных между собой наибольшими целиками. Затем на определенной площади целики разрушают (взрывают), вследствие чего рудный массив снизу лишается опоры (подсекается). Под действием собственного веса и давления налегающих пород рудный массив начинает растрескиваться (как говорят, «созревать») и затем обрушаться. Увеличивая площадь подсечки, можно развивать самообрушение массива.

Наиболее благоприятна для самообрушения руда, разбитая частой сетью трещин, однако достаточно устойчивая для того, чтобы в ней можно было сохранять горные выработки. Такие условия довольно редки, поэтому разработка руд с использованием самообрушения распространена мало. В нашей стране ее испытывали в середине прошлого века, за рубежом самообрушение руд применяют в единичных случаях на рудниках Чили, США и ФРГ.

Выпуск руды

Выпуск — перемещение отбитой руды под действием собственного веса и под воздействием погрузочных и доставочных машин из очистного пространства в доставочные или транспортные выработки. Выпуск руды применяют, если доступ людей в очистное пространство запрещен или невозможен, т. е. очистное пространство представляет собой бункер, заполненный отбитой рудой.

Применяют следующие способы выпуска руды:

  • донный — через специальные выработки в днище (основании) очистных блоков;
  • торцевой — через торец выработки.

Выработки для донного выпуска руды — воронки и траншеи (рис. 6.48).

Схемы оснований блоков в виде воронок (а) и траншеи (б) при донном выпуске руды
Рис. 6.48. Схемы оснований блоков в виде воронок (а) и траншеи (б) при донном выпуске руды: 1 — откаточные орты; 2 — рудоспуск; 3 — выпускная выработка; 4 — скреперный штрек; 5 — вентиляционный восстающий; 6 — воронки; 7 — дучка; 8 — ходовой восстающий; 9 — откаточный штрек; 10 — ниши для погрузочной машины; 11 — веер взрывных скважин для образования траншеи; 12 — траншейный штрек; 13 — траншея; 14 — выпускные отверстия в почве траншейного штрека

Воронка — углубление в днище (основании) блока в форме перевернутого конуса или цилиндра. В основании воронки проходят выработку (выпускную дучку), соединяющую очистное пространство через полость воронки с доставочным или транспортным горизонтом.

Воронки образуют посредством шпуровой отбойки, что связано с повышением затрат, однако их размеры и форму легко приспособить к изменению мощности рудного тела и вследствие этого уменьшить потери руды.

Траншеи имеют сходящиеся к низу стенки. Для их образования в основании проходят траншейную выработку, из которой выбуривают вертикальные веера скважин и взрывают их, как правило, одновременно с отбойкой руды в блоке (в отличие от воронок, которые обычно образуют заблаговременно). К траншее снизу подводят погрузочные выработки, через которые ее соединяют с доставочным или транспортным горизонтом. Затраты на образование траншей меньше, чем на образование воронок. Однако из-за прямолинейной формы и использования для отбойки более мощных скважинных зарядов их применяют, как правило, при разработке мощных залежей устойчивых руд.

При взрывной отбойке руды почти не удается избежать выхода негабаритных кусков. Поэтому очистная выемка обычно сопровождается вторичным дроблением негабарита.

Вторичное дробление осуществляют либо в очистном пространстве, если там работают люди, либо в выпускных, погрузочных или доставочных выработках.

Наиболее часто применяют взрывное дробление негабарита. При дроблении накладными зарядами их кладут на кусок негабарита и присыпают сверху забойкой (глиной с песком или мелкой породой). При взрыве накладных зарядов образуются мелкие осколки, которые могут повредить крепь, оборудование, кабели или трубы. Расход ВВ составляет при этом до 1,5–2 кг на 1 м3 негабарита.

Шпуровые заряды позволяют лучше использовать энергию взрыва, поэтому удельный расход ВВ снижается в 3–4 раза по сравнению с использованием обычных накладных зарядов. Однако при этом необходимо дополнительное время на бурение шпуров.

В последние годы все более широкое применение при дроблении негабарита находят кумулятивные накладные заряды, в которых используется эффект концентрации энергии взрыва вдоль оси сферической выемки, создаваемой в заряде. Этот способ дробления негабарита обладает всеми достоинствами обоих рассмотренных выше способов и практически лишен их недостатков.

При любом варианте взрывного вторичного дробления требуется приостанавливать работы по погрузке и доставке руды для проведения взрыва и проветривания забоя. Поэтому, если есть возможность, нужно отбирать и складировать негабаритные куски и взрывать их по несколько штук (удобнее всего в конце смены, перед перерывом).

Из-за неудобств, связанных с взрывным дроблением негабарита на рудниках, все чаще применяют установки для механического дробления — гидро- или пневмоударники. Обычно они стационарные, на консоли, поэтому используются, как правило, у рудоспусков. Кроме того, выпускают образцы самоходных машин для дробления негабарита, оснащенные гидроударниками, которые могут работать непосредственно в забоях.

Ликвидация зависаний. При выпуске отбитой руды из очистного пространства в выпускных отверстиях образуются зависания — застревания крупных кусков или заклинивание нескольких мелких. Зависания возникают тем чаще, чем больше в руде негабарита. Для ликвидации зависания над выпускным отверстием под них подводят на шестах заряд ВВ — фугас массой от нескольких килограммов до десятков килограммов ВВ. При взрыве фугаса одновременно дробятся и негабариты, застрявшие в выпускном отверстии (рис. 6.49).

Схемы ликвидации низкого (а), высокого (в) заторов с использованием фугасов и низкого затора с применением пневмоимпульсных устройств
Рис. 6.49. Схемы ликвидации низкого (а), высокого (в) заторов с использованием фугасов и низкого затора с применением пневмоимпульсных устройств (б): 1 — накладной заряд; 2 — скреперный штрек; 3 — фугас на шесте; 4 — затор; 5 — горловина воронки; 6 — рудная «постель»; 7 — пневмоимпульсное устройство

Если зависание возникает в результате заклинивания кусков между лобовиной выпускного отверстия и насыпью руды под ним, то оно может быть ликвидировано как взрывным, так и безвзрывным способом. Для этого на многих рудниках цветной и черной металлургии применяют пневмоимпульсные устройства (ПУ), позволяющие разрушать зависания руды за счет энергии сжатого воздуха, подаваемого в устройство, заранее размещенное на днище выпускной выработки (рис. 6.49, б).

Доставка руды

Доставка — перемещение отбитой руды из забоя в средства подземного транспорта. На нее приходится от 30 до 50 % всех затрат на очистную выемку в блоках.

Доставку руды можно осуществлять:

  • под действием собственного веса отбитой руды — самотечная;
  • специальными машинами и оборудованием — механизированная;
  • силой взрыва — взрывная.

В пределах очистных блоков (панелей) доставка включает в себя ряд взаимосвязанных операций (в том числе, как правило, вторичное дробление негабарита, а при донном выпуске — и ликвидацию зависаний). Причем обычно сочетается несколько способов доставки.

Самотечная доставка руды осуществляется по очистному пространству или по рудоспускам.

Самотечную доставку по очистному пространству применяют довольно широко. Так как при этом оно выполняет роль бункера для отбитой руды, то после самотечной доставки по очистному пространству следуют ее выпуск и погрузка в транспорт или механизированная доставка по почве доставочных выработок.

Самотечную доставку руды по рудоспускам применяют на многих рудниках. Длина рудоспусков меняется от нескольких до сотен метров (Тырныаузский вольфрамо-молибденовый комбинат). Для беспрепятственного движения руды по рудоспускам угол их наклона должен быть не менее 55–60°, а его диаметр — в 3–4 раза больше размера кондиционного куска.

Механизированная доставка руды. Механизированная доставка включает в себя погрузку (совмещаемую с выпуском после самотечной доставки), собственно доставку и разгрузку. Возможны случаи, когда доставка заключается только в погрузке в транспортные средства.

При механизированной доставке применяют или только погрузочные машины (погрузка в транспорт), или комплексы погрузочных и саморазгружающихся доставочных машин, или, наконец, комбинированное погрузочно-доставочное оборудование.

На рудниках, разрабатывающих металлические руды, погрузку руды непосредственно в транспортные средства применяют при очистной выемке довольно широко. Основным видом погрузочного оборудования при этом являются установки непрерывного действия — питатели (главным образом, вибрационные), выпускающие руду из воронок или траншей и грузящие ее в вагоны электровозного транспорта.

Широкое распространение получили на рудниках цветной металлургии комплексы из самоходных погрузочных и доставочных машин. Например, на рудниках Джезказганского и Ачисайского комбинатов в Казахстане применяют комплексы экскаватор — автосамосвал, погрузочная машина с нагребающими лапами типа ПНБ — автосамосвал. А на Тырнаузском комбинате на Кавказе и на Абаканском руднике успешно используют комплекс вибропитатель–автосамосвал. Производительность этих комплексов в зависимости от длины доставки достигает до 800–1200 т/смену. На рудниках Джезказганского ГМК при доставке в очистном пространстве хорошо зарекомендовали себя комплексы, состоящие из ковшового погрузчика с ковшом вместимостью 3–4 м3 и автосамосвала. Комплексы погрузочная машина–автосамосвал применяют для доставки руды по очистному пространству высотой не менее 3 м при погрузке руды погрузочными машинами типа ПНБ и не менее 5 м при погрузке экскаваторами и ковшовыми погрузчиками. Длина доставки автосамосвалами — 400–1000 м.

К погрузочно-доставочному оборудованию относят скреперные установки, самоходные погрузочно-доставочные (ПД) и погрузочно-транспортные (ПТ) машины.

Скреперные установки вследствие конструктивной простоты и невысокой стоимости являются на многих, особенно небольших рудниках наиболее распространенным оборудованием для доставки руды (рис. 6.50). Их успешно применяют в узких забоях, небольшой мощности залежах и при ограниченном поперечном сечении доставочных выработок. Мощные установки обычно используют при донном выпуске в рудных телах значительной мощности. Руду скреперуют на расстояние 10–30 м в рудоспуск или через полок (настил с грохотом) непосредственно в вагоны. Иногда руду под уклон скреперуют мощными установками на расстояние до 150 м и более. В целом использование скреперных установок наиболее эффективно при разработке маломощных рудных тел, залежей с малыми запасами, расположенными на некотором расстоянии от основных запасов шахтного поля, а также на рудниках с невысокой годовой производительностью и при разработке неустойчивых руд, когда необходимо проведение выработок минимального поперечного сечения, в которых не может работать другое (например, самоходное) оборудование.

Схема скреперной доставки и погрузки руды
Рис. 6.50. Схема скреперной доставки и погрузки руды: 1 — скреперная лебедка; 2 — грохот; 3 — холостая ветвь каната; 4 — скреперная выработка; 5 — оронка; 6 — хвостовой блочок; 7 — скреперный ковш; 8 — рабочая ветвь каната; 9 — транспортная выработка

Наиболее универсальные виды самоходного оборудования для доставки руды — погрузочно-доставочные (ПД) и погрузочно-транспортные (ПТ) машины. В настоящее время выпускают несколько типоразмеров такого оборудования. Например, машины типа ПД имеют грузоподъемность от 2 до 12 т (5 типоразмеров), а машины типа ПТ — от 2,5 до 20 т (5 типоразмеров). Скорость движения машин ПД и ПТ составляет в среднем 6–10 км/ч из-за сложности трассы и неровности почвы доставочных выработок, которые к тому же нередко имеют уклон до 10–12°. Производительность ПД (рис. 6.51) и ПТ машин снижается при увеличении длины доставки. В зависимости от грузоподъемности (вместимости ковша) машин типа ПД оптимальная длина доставки изменяется от 50–80 до 250–300 м. При этом их производительность может достигать 600–1200 т/смену. Машины типа ПТ при одинаковой грузоподъемно-сти с машиной типа ПД имеют меньшие размеры и могут проходить по выработкам меньшего поперечного сечения. Их выгоднее применять при длине доставки от 100 до 500 м и более мелком дроблении.

Схема доставки руды до рудоспуска ковшовыми погрузочно-доставочными машинами типа ПД
Рис. 6.51. Схема доставки руды до рудоспуска ковшовыми погрузочно-доставочными машинами типа ПД: 1 — траншея; 2 — погрузочно-доставочная машина под погрузкой; 3 — доставочная выработка; 4 — погрузочный заезд; 5 — погрузочно-доставочная машина на разгрузке у рудоспуска; 6 — рудоспуск

Взрывная доставка (рис. 6.52) была впервые применена в нашей стране в условиях, где невозможны или нецелесообразны другие ее виды (самотечная, механизированная), например, при разработке наклонных залежей с углом падения от 15 до 45°.

Взрывная доставка руды
Рис. 6.52. Взрывная доставка руды: 1 — выработка для бурения скважин (буровой восстающий); 2 — скважины; 3 — выработка для приема отбитой руды; 4 — штрек для образования отрезной щели; 5 — выработка для погрузки руды

Руду отбивают веерными или параллельными скважинами в направлении падения залежи. Вследствие метательного действия взрывных газов, обладающих высоким давлением, отбитая руда отбрасывается вниз по падению залежи в воронки на расстояние от 20 до 60 м. Это расстояние тем значительнее, чем больше угол падения и мощность залежи. Часть руды падает на почву залежи на более близком расстоянии, и со временем там накапливаются довольно значительные остатки, причем они тем больше, чем меньше угол падения и больше длина доставки. Эта руда препятствует взрывной доставке, поэтому время от времени почву очистного пространства зачищают от остатков руды скрепером или бульдозером, который на канате прикрепляют к лебедке, установленной на верхнем горизонте. Бульдозером управляют дистанционно из буровой выработки, т. к. вход в открытое очистное пространство запрещен.

Управление состоянием массива

Как уже отмечалось, нетронутый массив руд или пород находится в равновесном напряженном состоянии, которое нарушается после проведения в массиве горных выработок. Массив при этом обнажается, и часть его лишается естественной опоры, вследствие чего происходит перераспределение напряжений. Если породы или руды неустойчивы, они могут обрушиться в сторону обнажения. Если же массив сложен устойчивыми породами, то характер их поведения зависит от размеров обнажения.

При наличии опор с двух сторон обнажения породы как бы прогибаются в сторону свободного пространства. При этом испытывают растягивающие напряжения, сопротивление которым почти в 10 раз меньше, чем сопротивление пород сжимающим напряжениям. Вследствие этого начинается растрескивание массива, которое может переходить в обрушение. Обрушение обычно прекращается; когда над выработанным пространством образуется устойчивая куполообразная выемка — свод естественного равновесия. Давление налегающей толщи передается на опоры этого свода, и по бокам выработанного пространства возникают зоны повышенного опорного давления. При небольшой глубине или при значительной ширине выработанного пространства купол свода может достигать поверхности. При наличии над выработанным пространством устойчивой кровли, а также при выемке руды сплошным фронтом позади забоя образуется нависающая плита (консоль) из устойчивых пород, опорой которой служит забой. Эта плита под действием собственного веса и давления вышележащей толщи стремится опуститься в выработанное пространство, чему препятствует массив руды в забое. Поэтому в призабойной зоне массива также возникает повышенное опорное давление (рис. 6.53).

Общий характер распределения опорного горного давления в вертикальной плоскости при выемке пологого пласта
Рис. 6.53. Общий характер распределения опорного горного давления в вертикальной плоскости при выемке пологого пласта: а — подзона пониженных напряжений, сравнимых с γсрН; б — повышенных напряжений; в – вторая подзона пониженных напряжений; г — напряжений, близких к γсрН; 1 — крепь очистного забоя; 2, 3, 4 — кривые распределения опорного давления соответственно по теории концентрации напряжений

Опорное давление может в несколько раз превышать горное давление на данной глубине в нетронутом массиве. Когда величина опорного давления становится больше сопротивления массива сжатию, он разрушается. В хрупких породах разрушение имеет взрывообразный характер и называется породным взрывом, а при больших масштабах разрушения — горным ударом. Это крайне опасное явление, приводящее к катастрофическим последствиям.

Для избежания нежелательных или опасных по-следствий горным давлением при очистной выемке управляют различными способами:

  • естественным поддержанием очистного пространства;
  • обрушением налегающих пород;
  • искусственным поддержанием очистного пространства.

Естественное поддержание очистного пространства заключается в предохранении от обрушения налегающей толщи с помощью целиков — участков рудного массива, выполняющих роль опор. При пологом и наклонном залегании целики имеют форму столбов квадратного, прямоугольного, круглого поперечнных сечений (столбчатые целики) или сплошных стен (ленточные целики). При крутом падении целики оставляют сплошными. Размеры столбчатых целиков в плане могут изменяться от 3 до 8 м при расстоянии между их осями от 6 до 20 м. Сплошные целики при крутом падении располагают через 30–100 м, их поперечные размеры достигают 6–30 м. Естественное поддержание очистного пространства возможно при устойчивых рудах и породах и глубине разработки не более 1000–1500 м.

При обрушении налегающих пород целики и крепление отсутствуют, но доступ в очистное пространство невозможен и отбитую руду в основном выпускают под обрушенными породами. Это приводит к перемешиванию руды с пустыми породами, ее обеднению (разубоживанию). Его можно применять только в том случае, когда допустимо обрушение поверхности, а во вмещающих породах, находящихся в зоне обрушения, отсутствуют водоносные слои и плывуны, которые через обрушение могут прорваться в подземные выработки и затопить их. Недопустимо также, чтобы отбитая руда слеживалась или самопроизвольно возгоралась (руды с высоким содержанием серы).

Искусственное поддержание очистного пространства осуществляют крепями различных конструкций или закладной. Крепь применяют для сохранения очистного пространства только на время очистной выемки. Как правило, используют деревянную крепь как самую дешевую, изредка металлическую в виде стоек и рам. При добыче руды механизированными комплексами применяют передвижную механизированную металлическую крепь. Искусственное поддержание очистного пространства крепями применяют в неустойчивых рудах и породах.

Закладка — заполнение выработанного пространства различными материалами для предотвращения его обрушения.

По виду материала, служащего для закладки, и способу его размещения в выработанном пространстве различают сухую (сыпучую), гидравлическую и твердеющую (монолитную) закладку.

Организация очистных работ

Высота этажа — это расстояние между подошвами выработок основного горизонта рассматриваемого этажа и основного горизонта вышележащего этажа по вертикали.

При разработке рудных месторождений высоту этажа принимают от 30 до 100 м, очень редко больше.

На выбор высоты этажа влияет много факторов. Наиболее важные из них следующие: мощность, длина и угол падения месторождения, физико-механическая характеристика руды и вмещающих пород, применяемая система разработки, стоимость проходки горно-капитальных и подготовительных выработок основного горизонта.

Увеличение высоты этажа позволяет сократить объем и стоимость горнокапитальных и подготовительных работ на 1 т подготовленных запасов руды. Это объясняется тем, что для подготовки этажа, независимо от его высоты, необходимо пройти одни и те же выработки основного горизонта, околоствольные выработки, квершлаги и др. Полная длина, объем и стоимость проведения этих выработок одинаковы для этажа любой высоты, между тем как запас руды в этаже растет пропорционально его высоте.

При многих системах разработки требуется оставлять на границе соседних этажей междуэтажные целики. Извлечение этих целиков сопровождается повышенными потерями руды и стоит дороже, чем отработка остальной части запасов. Так как количество руды в междуэтажных целиках при любой высоте этажа одинаково, то с увеличением высоты этажа процент потерь руды и относительный перерасход по отработке целиков уменьшаются.

Вместе с этим увеличение высоты этажа приводит к росту некоторых расходов, связанных с очистной выемкой, а также к техническим трудностям при выполнении подготовительных работ и очистной выемки. В частности, возрастают расходы по доставке материалов и оборудования в очистные забои, по проходке и ремонту восстающих, соединяющих основные горизонты соседних этажей, по доставке руды от забоя до основного горизонта, подъему руды, водоотливу. Увеличиваются затраты времени рабочих на ходьбу и снижается производительность их труда, затрудняется проходка восстающих выработок.

Техническим препятствием к увеличению высоты этажа иногда является усиленное горное давление в очистном пространстве, возможность обрушения боковых пород и междукамерных целиков.

Этаж для очистной выемки, как правило, делят на блоки, которые вводят в разработку в определенном порядке.

Высота блока равна высоте этажа. Длина блока по простиранию принимается от 30 до 100 м, редко больше. В большинстве случаев восстающие располагают на флангах блока.

Длина блока зависит от многих факторов, прежде всего от системы разработки, мощности рудного тела и способа доставки добытой руды.

Известны 4 основные схемы выемки очистных блоков в этаже.

Наступающая выемка, когда очистные блоки отрабатываются от свода к границам шахтного поля. Откаточный штрек здесь проводится параллельно отработке очередного блока, с некоторым опережением.

Отступающая выемка блоков от границ поля к стволу. Порядок подвигания очистной выемки — обратный предыдущему. Откаточный штрек проводится перед началом очистной выемки до границ поля.

Выбор между наступающей и отступающей выемками зависит от применяемой системы разработки, способа вскрытия и расположения вспомогательных стволов, степени разведанности месторождения, выдержанности элементов его залегания и других факторов.

Для отступающей выемки благоприятны короткие шахтные поля, неустойчивые вмещающие породы и руды, центральное расположение вспомогательных стволов.

Комбинированная выемка представляет сочетание двух предыдущих схем. Она позволяет использовать в определенных условиях достоинства наступающей и отступающей выемок.

Наступающая выемка ведется до тех пор, пока не закончена проходка основного штрека до границ шахтного поля; после достижения штреком границ шахтного поля вместе с наступающей развивается и отступающая выемка; одно крыло шахтного поля (например, более длинное) отрабатывается в наступающем порядке, а другое (короткое или с менее устойчивыми породами) — в отступающем.

Выемка этажа одновременно по всему простиранию заключается в одновременной разработке всех блоков этажа.

Часто время начала и окончания выемки отдельных блоков не совпадает, но в стадии полного развития очистная выемка происходит одновременно во всех блоках этажа.

Выемка блока снизу вверх. Очистная выемка блока начинается снизу от выработок основного горизонта. Вынимаемые слои руды располагаются горизонтально или наклонно.

Различные варианты такого порядка очистной выемки имеют в практике широкое распространение.

Выемка блока сверху вниз (нисходящая выемка) осуществляется в порядке, обратном предыдущему. В этом случае очистное пространство заполняется закладкой, остается открытым либо заполняется обрушаемыми вслед за выемкой вмещающими породами.

Нисходящая выемка блока также имеет широкое распространение.

Комбинированная выемка — снизу и сверху. Блоки, обычно через один, отрабатываются снизу вверх, а расположенные в промежутках между ними — сверху вниз, во вторую стадию. Комбинированная выемка обычно применяется в мощных месторождениях.

Принято различать два способа очистной выемки руды из месторождения: валовую и раздельную.

Валовой называют совместную выемку нескольких разновидностей или сортов руды из месторождения в пределах блока. К валовой относят также совместную выемку руды и пустых пород, когда последние по горнотехническим условиям приходится неизбежно извлекать одновременно с рудой.

Раздельной называют выемку, при которой разные сорта руды или руда и прослои пустых пород в блоке извлекаются и выдаются раздельно. В очень тонких рудных телах раздельной называют отбойку и выдачу руды и породы отдельно.

Валовая выемка имеет большие преимущества перед раздельной, осуществление ее значительно проще и возможно в любых горно-геологических условиях, поэтому она имеет более широкое применение, чем раздельная.

К преимуществам валовой выемки относятся: простота производства горных работ и возможность применять более эффективные системы разработки и удешевить стоимость добычи руды; высокая интенсивность разработки; возможность применять мощные средства механизации; повышение общего количества извлекаемых из недр полезных компонентов, когда добываемые с рудой породы являются рудоносными.

Вместе с этим валовая выемка имеет и существенные недостатки, которые проявляются тем сильнее, чем больше при валовой выемке примешивается к руде пустых или имеющих непромышленное оруденение пород.

Валовая выемка вследствие пониженного содержания полезных компонентов в добытой руде часто приводит к значительному росту затрат на транспорт и переработку руды, отнесенных на весовую единицу извлеченного полезного компонента.

По этой же причине снижается коэффициент извлечения полезных компонентов при переработке.

Если производственная мощность перерабатывающих руду предприятий (обогатительной фабрики, металлургического завода) ограничена, то применение валовой выемки может привести к общему снижению выпуска и удорожанию конечной продукции.

Раздельная выемка имеет ряд серьезных достоинств. В частности, при раздельной выемке обычно требуются меньшие затраты на строительство предприятия той же производственной мощности по конечной продукции. Иногда сокращаются сроки пуска предприятия в эксплуатацию и длительность периода полного освоения проектной мощности; благодаря лучшему качеству руды понижается стоимость ее транспорта и переработки на весовую единицу извлеченного полезного компонента. В некоторых случаях благодаря раздельной выемке удается избежать обогащения добытой руды, направляя ее сразу в металлургический передел.

Очень серьезные недостатки раздельной выемки ограничивают ее применение в практике. К числу главнейших из них относится рост стоимости руды вследствие необходимости применения систем с низкой производительностью труда и меньшим размером добычи руды и полезного компонента.

Применение раздельной выемки может оказаться целесообразным только при определенных благоприятных условиях (четкие контакты руды и породы, высокое качество руды, малая мощность рудных тел и т. п.).

В некоторых случаях, особенно при валовой выемке руды на жильных месторождениях, возникает необходимость и возможность сортировки добытой рудной массы либо в забое, либо на специальных установках под землей или на поверхности.

Сортировка повышает содержание полезных компонентов в товарной руде, благодаря чему достигается экономия на транспорте и переработке руды, возрастает мощность предприятия по производству концентрата (или полезного компонента) при той же массе переработанной руды; часто снижаются потери полезного компонента в процессе переработки.

Системы разработки рудных месторождений в различных горно-геологических условиях

Исходя из всего сказанного, можно дать следующее полное определение понятия «система разработки».

Системой разработки рудного месторождения или его части называется порядок и технология очистной выемки руды в сочетании с определенной совокупностью конструктивных элементов выемочного участка.

Системы разработки рудных месторождений отличаются исключительным многообразием.

В настоящее время насчитывается до 200 только основных видов систем. Важное значение классификации как основы для изучения, сравнительной оценки и выбора систем разработки месторождений полезных ископаемых является общепризнанным.

Из большого числа классификаций систем разработки рудных месторождений, которые были в разное время опубликованы в отечественной и иностранной литературе, сохранили значение только две-три классификации. Все остальные существовали недолго и в настоящее время совсем не используются.

Наибольшее распространение сегодня имеет классификация академика М.И. Агошкова, в которой все системы делятся на классы по признаку — состояние выработанного пространства.

К I классу — системы с открытым очистным пространством — отнесены системы, при которых очистное пространство, образующееся в результате выемки руды, остается во время разработки выемочного участка открытым, т. е. свободным, не заполненным закладочным материалом, отбитой рудой, крепью или обрушенными породами. Стенки и кровля открытого очистного пространства поддерживаются оставляемыми в рудном теле постоянными или временными целиками руды.

Устойчивость вмещающих пород и руды является обязательным условием для применения систем этого класса.

Ко II классу — системы с магазинированием руды — отнесены системы разработки, при которых очистное пространство по мере выемки рудного массива заполняется отбитой рудой, полностью выпускаемой только по окончании отработки блока. Основным средством поддержания здесь служат, как и в системах с открытым очистным пространством, рудные целики. Замагазинированная руда способствует поддержанию вмещающих пород между целиками, но роль ее как средства поддержания является вспомогательной. Для систем с магазинированием характерны устойчивость вмещающих пород и руды и, как правило, крутое падение рудного тела.

К III классу — системы с закладкой — отнесены системы, при которых очистное пространство, образующееся по мере выемки рудного массива, заполняется закладочным материалом. Закладка служит основным средством поддержания вмещающих пород. Крепь располагается только в рабочем призабойном пространстве и сооружается нерегулярно.

В отличие от двух первых классов системы с закладкой могут применяться в породах, которые не допускают открытых обнажений на большой площади и оказывают значительное горное давление.

Системы IV класса — с креплением очистного пространства — характеризуются наличием в очистном пространстве регулярно возводимой вслед за выемкой крепи, которая служит основным средством поддержания вмещающих пород и руды. Эти системы применяют в специфических условиях, когда вмещающие породы и руда не оказывают большого горного давления, но без крепи могут отслаиваться или обваливаться.

К V классу — системы с креплением и закладкой — отнесены системы с заполнением очистного пространства по мере выемки рудного массива закладкой и регулярно возводимой крепью. Закладка и крепь выполняют равную роль в поддержании вмещающих пород и руды. Эти системы применяют в неустойчивых вмещающих породах и рудах, которые склонны к обрушению даже при небольшой площади обнажения. Ввиду очень высокой трудоемкости очистной выемки с закладкой и креплением они применяются только для разработки очень ценных руд.

Системы VI класса — с обрушением вмещающих пород — резко отличаются от систем предыдущих пяти классов заполнением очистного пространства после выемки обрушаемыми вмещающими породами. Крепью поддерживается лишь призабойное рабочее пространство небольших размеров. В противоположность первым пяти классам си-стем, для которых неустойчивость вмещающих пород затрудняет разработку, склонность пород к самообрушению не только не препятствует применению систем этого класса, но является желательным или непременным условием.

Системы VII класса — с обрушением вмещающих пород и руды — отличаются от систем предыдущего класса тем, что кроме вмещающих пород в процессе очистной выемки подвергается обрушению также массив руды, предварительно подсеченный снизу и с боков. В результате этого очистное пространство по мере его образования заполняется раздробленной рудой и опускающейся вслед за ней обрушенной пустой породой.

К VIII классу — комбинированные системы — отнесены системы разработки мощных месторождений, при которых этаж или панель делится на регулярно чередующиеся, относительно близкие по размерам камеры и междукамерные целики, вынимаемые последовательно в две стадии разными системами. Обычно камеры вынимаются снизу вверх в первую очередь, а целики сверху вниз во вторую очередь, по окончании выемки соседних камер.

таблица

Сплошная система разработки. Основной выемочной единицей при сплошной системе разработки является панель. Сущность системы заключается в выемке руды по всей ширине панели на всю мощность рудного тела. Очистное пространство панели ограждают с четырех сторон панельными (барьерными) целиками, а кровлю поддерживают изолированными целиками, оставляемыми в очистном пространстве (рис. 6.54).

Сплошная система разработки
Рис. 6.54. Сплошная система разработки: 1 — панельный целик; 2 — сбойки с панельным штреком; 3 — опорные целики; 4 — самоходная бурильная установка; 5 — навал отбитой руды; 6 — экскаватор; 7 — вентиляционный панельный штрек; 8 — автосамосвал; 9 — машина для оборки и крепления кровли

Условия применения системы следующие: устойчивые руды и породы; мощность рудного тела от 1 до 25 м; угол падения от 0–10° (при использовании самоходного оборудования) до 30–40° (при применении переносного оборудования); ценность руд средняя вследствие больших потерь в целиках, которые, как правило, не извлекают; содержание металлов в руде должно быть примерно постоянным.

Камерно-столбовая система разработки. Основной выемочной единицей при этой системе разработки также является панель, которую рядами целиков разделяют на камеры, расположенные по простиранию или падению залежи. Выемку панельных запасов руды при камерно-столбовой системе разработки осуществляют отдельными забоями в камерах. В каждой камере поочередно выполняют все основные производственные процессы. В остальном система схожа со сплошной.

Условия применения этой системы следующие: устойчивость руд и пород может быть ниже, чем при использовании сплошной системы, из-за уменьшенных размеров камер; мощность рудного тела — от 2–3 до 12–15 м (при использовании самоходного оборудования) и до 15–20 м (в варианте системы со взрыводоставкой); угол падения — до 20–25° (при применении самоходного оборудования) и до 45–50° (при использовании взрыводоставки); ценность руд может быть достаточно высокой три частичном или полном извлечении целиков; качество руд (содержание металлов) может колебаться в довольно широких пределах, т. к. выемка изолированными камерами позволяет при необходимости добывать руду раздельно по сортам (рис. 6.55).

Камерно-столбовая система разработки
Рис. 6.55. Камерно-столбовая система разработки: 1 — погрузочный квершлаг откаточного горизонта; 2 — подстилающие породы; 3 — рудное тело; 4 — погрузочно-доставочная машина типа ПД; 5 — навал отбитой руды в камере; 6 — самоходная бурильная установка; 7 — наклонный заезд; 8 — опорные целики; 9 — сбойка с вентиляционным штреком; 10 — панельный целик; 11 — вентиляционный штрек; 12 — ПДМ на разгрузке; 13 — рудоспуск

Камерная система. Основной выемочной единицей при применении камерной системы является блок, состоящий из одной или нескольких камер, разделенных междукамерным целиком.

Выемку камерных запасов при этой системе разработки осуществляют под защитой окружающих камеру целиков. Отбитая руда по камере самотеком поступает в воронки или траншеи в основании блока, откуда ее выпускают и грузят в транспортные. Целики обычно извлекают на второй стадии отработки блока.

Камерную систему (ее называют также этажно-камерной и с подэтажной отбойкой) (рис. 6.56) применяют на рудниках цветной металлургии (Тырныаузский, Алтын-Топканский, Лениногорский, Зыряновский, Зангезурский комбинаты) и железорудных шахтах в Кривбассе, на Урале, на шахте им. Губкина в КМА. Условия применения камерной системы разработки следующие: устойчивые руды и породы; падение залежей крутое при малой и средней мощности и любое для мощных залежей; мощность крутых залежей не менее 3–5 м, пологих — не менее 20 м; ценность руд может быть различной; при высокой ценности руд целики извлекают после отработки и закладки камер.

Камерная система
Рис. 6.56. Камерная система: 1 — доставочный штрек; 2 — траншейный штрек; 3 — сбойка восстающего с буровыми подэтажами; 4 — блоковые восстающие; 5 — границы камеры; 6 — междуэтажный целик (наклонная потолочина); 7 — обрушенная порода; 8 — вентиляционный штрек, служивший откаточным для верхнего горизонта; 9 — междукамерный целик; 10 — рудоспуск; 11 — буровые подэтажные штреки; 12 — взрывные скважины; 13 — погрузочные заезды

Система с отбойкой руды из магазина. Выемочная единица при применении системы с отбойкой руды из магазина — блок.

Выемку запасов осуществляют горизонтальными слоями снизу вверх. Люди работают в очистном пространстве под рудным массивом; помостом для них служит отбитая руда, оставляемая (магазинируемая) в выработанном пространстве. Так как руда при отбойке разрыхляется и занимает больше места, чем в нетронутом массиве, часть ее (около 30 %) выпускают после каждой отбойки через основание блока с таким расчетом, чтобы между поверхностью замагазинированной руды и рудным массивом оставалось рабочее пространство высотой около двух метров.

Система с отбойкой из магазина (рис. 6.57) может состоять из трех стадий: отбойка камерных запасов с частичным выпуском отбитой руды, массовый выпуск руды после завершения отбойки и отработка целиков. Вторую и третью стадии нередко совмещают.

Система с отбойкой из магазина
Рис. 6.57. Система с отбойкой из магазина: 1 — откаточный штрек; 2 — блоковый восстающий; 3 — сбойка с камерой; 4 — вентиляционный штрек; 5 — поверхность замагазинированной отбитой руды; 6 — шпуры, буримые телескопным перфоратором; 7 — пустая порода в воронках отработанного этажа; 8 — потолочина; 9 — отбитая руда перед массовым выпуском; 10 — днище блока

Условия применения этой системы следующие: руды устойчивые, т. к. под рудным массивом работают люди; породы могут обладать более низкой устойчивостью, по-скольку отбитая замагазинированная руда в некоторой мере предотвращает их обрушение; мощность рудных тел небольшая; руда не должна слеживаться; угол падения — не менее 55–60°, при меньших углах на лежачем боку после выпуска остается много рудной мелочи.

Система разработки горизонтальными слоями с закладкой. Выемочная единица при применении этой системы разработки — блок.

Выемку руды в блоке осуществляют горизонтальными слоями снизу вверх с использованием шпуровой отбойки. После выемки каждого слоя выработанное пространство заполняют на высоту одного слоя закладкой, которая является как бы помостом для людей и оборудования, работающих в забое. Выемку руды в слое ведут заходками шириной до 6–12 м, всплошную без целиков или по схеме камера–целик (т. е. сначала выемка в камерах, а затем в целиках между заложенными камерами).

Условия применения этой системы следующие: устойчивость руд не ниже средней, т. к. работы осуществляют под рудным массивом; устойчивость пород может быть различной; наличие необходимости сохранения поверхности или обеспечения наиболее полного извлечения руды.

Применение системы с закладкой связано со значительными затратами, поэтому ее используют в тех случаях, когда другие системы неприменимы из-за высоких потерь (при разработке ценных руд) или из-за необходимости сохранения поверхности. Основные варианты системы отличаются использованием различных видов закладки: сухой, гидравлической или твердеющей (рис. 6.58).

Горизонтальные слои с закладкой
Рис. 6.58. Горизонтальные слои с закладкой: 1 — рудоспуск; 2 — трубопровод для закладки; 3 — вентиляционно-закладочный восстающий; 4 — вентиляционно-закладочный горизонт; 5 — погрузочно-доставочная машина; 6 — навал отбитой руды; 7 — бурильная установка; 8 — сбойки накладного съезда со слоями; 9 — наклонный съезд; 10 — откаточный горизонт; 11 — границы слоев

Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой. Выемочная единица при применении этой системы — блок. Выемку запасов блока осуществляют заходками послойно сверху вниз (в нисходящем порядке). Очистные работы ведут в заходках под защитой искусственного (закладочного) массива (рис. 6.59).

Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
Рис. 6.59. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой: 1 — откаточный горизонт; 2 — рудоспуск; 3 — слоевые орты; 4 — вентиляционно-закладочный горизонт; 5 — закладочный орт; 6 — заходка в стадии проведения; 7 — заходка в стадии закладки; 8 — вентиляционный восстающий; 9 — заложенная заходка

Условия применения системы следующие: наличие слабых, неустойчивых ценных руд, повышенного горного давления; необходимость сохранения налегающих пород от обрушения.

Систему применяют на рудниках Норильского ГМК, на Тишинском и ряде других рудников цветной металлургии.

Этажное принудительное обрушение. Основной выемочной единицей при применении системы этажного принудительного обрушения является блок или секция.

Обрушение руды взрывами скважинных зарядов осуществляют на всю высоту этажа. Выпуск отбитой руды ведут через выработки в основании блока. Вмещающие породы обрушают вслед за рудой и заполняют ими выработанное пространство, поэтому выпуск руды ведут под обрушенными породами.

Условия применения этой системы следующие: наличие возможности обрушения поверхности и налегающей толщи; руды и породы устойчивые и средней устойчивости; залежи мощные, в основном крутые (возможно наклонное и пологое залегание); руды неслеживающиеся, несамовозгорающиеся; изменения содержания полезных компонентов в руде небольшие, т. к. раздельную выемку по сортам вести нельзя; ценность руд средняя из-за значительных потерь и разубоживания (рис. 6.60).

Этажное обрушение со сплошной выемкой и отбойкой в зажиме
Рис. 6.60. Этажное обрушение со сплошной выемкой и отбойкой в зажиме 1 — откаточный штрек; 2 — блоковый восстающий; 3 — вентиляционный штрек; 4 — обрушенная порода; 5 — отбитая руда; 6 — днище блока; 7 — ниша вибропитателя; 8 — воронка; 9 — погрузочный орт; 10 — веер скважин; 11 — буровые

Основные варианты системы: со сплошной выемкой и отбойкой в зажиме, с отбойкой на компенсационное пространство. В первом случае залежь отрабатывают по ее длине частями (секциями). Во втором — сначала вынимают часть запасов блока. Назначение этого компенсационного пространства состоит в том, чтобы возместить увеличение объема руды при отбойке (за счет ее разрыхления). Этот вариант имеет много общего с камерной системой с обрушением целиков.

Подэтажное обрушение. Выемочной единицей при применении системы подэтажного обрушения является часть подэтажа (панель, секция). Руду обрушают на высоту подэтажа. Выпуск отбитой руды осуществляют под обрушенными породами через выработки в основании каждого подэтажа. Подэтажи отрабатывают в нисходящем порядке (рис. 6.61).

Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
Рис. 6.61. Подэтажное обрушение с торцевым выпуском: 1 — откаточный штрек; 2 — рудоспуск; 3 — подэтажные штреки; 4 — подэтажные орты; 5 — слой отбитой руды; 6 — обрушенная порода; 7 — веера скважин; 8 — орт в процессе проведения; 9 — место выпуска отбитой руды в торце орта

Подэтажное обрушение применяют тогда, когда невозможно или невыгодно этажное обрушение. Общим для обеих систем является наличие возможности обрушения поверхности и налегающей толщи пород. Под-этажное обрушение предпочтительнее этажного, если руды недостаточно устойчивы, и выработки для выпуска могут выйти из строя (разрушаться) раньше, чем будет выпущена вся руда из блока; мощность или угол падения неприемлемы для этажного обрушения; залежь имеет сложную форму, вследствие этого при этажной отработке возможны большие потери или чрезмерное примешивание пустых пород по контактам; в рудном теле много включений пустых пород или же руда имеет резкие колебания качества, поэтому необходима раз-дельная (селективная) выемка руды и породы.

Основные варианты системы — подэтажное обрушение с донным и торцевым выпуском руды.

Столбовая система с обрушением кровли. Выемочной единицей при применении этой системы является столб — прямоугольная в плане панель, длина которой намного больше ширины.

Выемка столба руды — сплошная заходками или лавами, перпендикулярными его длине, на всю мощность залежи. Призабойное пространство крепят, причем крепь перемещают вслед за забоем и кровля за ней обрушается (рис. 6.62).

Столбовая система с обрушением кровли
Рис. 6.62. Столбовая система с обрушением кровли: 1 — парные выемочные штреки; 2 — главный вентиляционный штрек; 3 — главный конвейерный штрек; 4 — столб; 5 — сбойки; 6 — целик; 7 — лава, оборудованная механизированным комплексом; 8 — обрушенная порода

Условия применения столбовой системы с обрушением кровли следующие: наличие горизонтальных или пологих маломощных залежей, залегающих в неустойчивых породах, и возможность обрушения налегающих пород.

Основные варианты системы: с выемкой лавами (длинными забоями на всю ширину столба) и с выемкой заходками (также по ширине столба).

Комбинированные системы разработки. К комбинированным относятся системы разработки мощных месторождений, при которых этаж делится на камеры и междукамерные целики, относительно близкие по размерам, вырабатываемые одновременно или последовательно различными системами. При разработке месторождений мощностью более 15–20 м камеры и целики располагаются длинной стороной вкрест простирания. Ширина камер и междукамерных целиков, вынимаемых вкрест простирания, колеблется в значительных пределах в зависимости от горно-геологических условий разработки и конструктивного оформления системы, ширина камер обычно колеблется от 8 до 15–20 м и междукамерных целиков — от 6 до 10–12 м. Толщина потолочины в камерах принимается от 0,2–0,3 до 0,5–0,6 ширины камеры в зависимости от устойчивости руды. Толщина днища камеры колеблется от 4–5 до 10–12 м в зависимости от выпуска руды через горизонт дробления, скреперования или непосредственно на откаточный горизонт. Соотношение запасов руды, вынимаемых из камер и целиков при выемке вкрест простирания, обычно колеблется от 1:1 до 2:1.

Комбинированные системы разработки следует характеризовать как в отношении выемки камер, так и в отношении выемки целиков. При выемке камер применяются следующие системы разработки: системы с магазинированием руды; системы с открытым очистным пространством; системы с закладкой очистного пространства; системы с креплением и закладкой очистного пространства. Применяемые системы разработки междукамерных целиков при различных системах разработки камер представлены на рис. 6.63.

Системы разработки камер и целиков при комбинированных системах разработки
Рис. 6.63. Системы разработки камер и целиков при комбинированных системах разработки

При наименовании комбинированных систем разработки должны быть отражены способы выемки целиков и камер (например: «Система разработки с магазинированием руды камерами вкрест простирания и последующей закладкой камер и выемкой целиков слоевым обрушением»). На практике комбинированные системы имеют наименования, характеризующие лишь системы выемки камер. Такие наименования неполны и требуют дополнительных разъяснений, касающихся выемки целиков.

Конструктивное оформление системы должно производиться с учетом наилучшего использования горных выработок как при выемке камер, так и при выемки целиков. Для того чтобы получить наибольший эффект выемки камеры и целика, т. е. в целом всего блока, надо принимать целесообразные размеры ширины камер и целиков.

Выше были приведены общие сведения, касающиеся комбинированных систем разработки. Каждая из систем, входящая в ту или иную комбинацию, была подробно рассмотрена в одном из предыдущих классов систем. Описанные выше в различных классах системы разработки камерами вкрест простирания являются, по существу, системами разработки камер при применение тех или иных комбинированных систем. В качестве примера на рис. 6.64 показана комбинированная система разработки с магазинированием руды камерами вкрест простирания с выемкой целиков подэтажным обрушением одновременно с выпуском руды из камер.

Комбинированная система разработки с магазинированием руды в камерах и выемкой целиков подэтажным обрушением
Рис. 6.64. Комбинированная система разработки с магазинированием руды в камерах и выемкой целиков подэтажным обрушением: 1 — обрушенная порода; 2 — вентиляционный восстающий; 3 — подэтажный штрек; 4 — камера; 5 — доставочный орт; 6 — междукамерный целик; 7 — выпускная выработка; 8 — буровой орт; 9 — замагазинированная руда; 10 — откаточный штрек

При выборе комбинированной системы разработки следует учитывать, что устойчивость массива руды междукамерного целика после выемки камер обычно понижена.

К комбинированной системе разработки предъявляются те же требования, что и к любой из рассмотренных выше систем (она должна быть эффективной и отвечать требованиям безопасности, экономичности и производительности).

Технико-экономические показатели комбинированных систем разработки должны определиться с учетом удельного веса отдельных систем и их показателей.

Выбор наиболее эффективной системы разработки, отвечающей основным требованиям — безопасности, экономичности и производительности, является одним из важнейших вопросов при разработке рудных месторождений. Порядок выбора системы разработки может быть следующий: в первую очередь следует производить отбор возможных систем, исходя из горногеологических и горнотехнических факторов. Отбор рекомендуется делать по таблице, в которой должны быть перечислены основные факторы, их характеристики и возможные системы разработки.

Для правильного выбора систем целесообразно вначале отобрать возможные для применения классы систем разработки, после чего перейти к выбору возможных систем разработки, относящихся к отобранным классам.

Учет конструктивных элементов системы (уменьшение ширины камер, увеличение ширины или толщины целиков или составление предохранительных толщ у обнаженных контактов рудного тела) позволяет в ряде случаев выбирать системы с магазинированием руды или с открытым очистным пространством при пониженной устойчивости руды и вмещающих пород.

Окончательно выбирают наиболее эффективную систему по технико-экономическим показателям. Выбранная система должна удовлетворять всем требованиям безопасности.

Технико-экономическое сравнение отобранных систем разработки можно производить по их рентабельности. Рентабельность следует устанавливать исходя из стоимости извлекаемых полезных компонентов по рыночным ценам и технологических затрат на добычу и переработку руды. Необходимо иметь в виду, что показатели обогащения и металлургического передела часто зависят от показателей работы рудника. Так, невыполнение требований технологии, предъявляемых к качеству добываемой руды (руда сильно засорена пустой породой, не разделена на сорта и классы), может резко понизить извлечение полезных компонентов и значительно увеличить затраты по переработке и транспорту.