4.3. Механический и физические способы разрушения

В настоящее время механическое разрушение горных пород на подземных рудниках черной и цветной металлургии применяют в ограниченных масштабах, главным образом, на шахтах Никополь-Марганецкого бассейна на Украине, где предел прочности марганцевых руд при сжатии не превышает, как пра­вило, 40-50 МПа.

Принцип действия машин и установок для механического разрушения заключается в скалывании пород ударом, резанием или раздавливанием посредством инструмента, снабженного зубками или пластинами из твердых сплавов.

С использованием таких установок механического разруше­ния, как проходческие и очистные комбайны, пневмо- и гидро-ударники, проводят выработки, осуществляют добычу или дробят негабаритные куски руды.

С точки зрения безопасности и непрерывности разрушения, механическая отбойка руд и пород эффективнее взрывной. Поэтому ученые и инженеры работают над созданием комбайнов для непрерывного механического разрушения крепких и средней крепости горных пород.

Физические способы разрушения основаны на использовании нагревания пород до высокой температуры, в том числе посредством инфракрасного излучения, электрических разрядов большой мощности, токов высокой частоты, ультразвук и т. д. На подземных рудниках физические способы разрушен пока не вышли из стадии экспериментов. Это объясняется в частности, тем, что они требуют почти в 100 раз больших затрат энергии, чем взрывное разрушение.

Вопрос для проверки

При каких условиях применяют механическую отбойку?

5. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ГОРНЫХ МАШИНАХ И КОМПЛЕКСАХ

В настоящее время при осуществлении горных работ все основные и многие вспомогательные производственные про­цессы выполняются с использованием разнообразных горных машин и комплексов.

По своему производственному назначению все горные маши­ны и различные виды оборудования, применяемые при подзем­ной разработке руд, можно разделить на три класса, соответству­ющие классификации основных производственных процессов (см. разд. 3.4) :

горные машины и комплексы для выемки руды и пустых пород; используются при проведении выработок и очистной выемке и включают в себя оборудование для отбойки руды или породы, вторичного дробления негабарита, погрузки и дос­тавки горной массы к транспортным средствам, а также машины и оборудование для вспомогательных работ;

горные машины и оборудование для подземного транс­портирования руды и породы;

стационарные машины и комплексы для подъема руды и породы на поверхность, водоотлива и вентиляции.

Для приведения горных машин в действие используют раз­личные виды энергии, преимущественно самые дешевые. Наи­более распространены пневматический и электрический приво­ды. Пневматический привод (сжатым воздухом) безопаснее электрического, однако подвод сжатого воздуха по трубам сопровождается большими потерями и осуществить его сложнее, чем подвод электроэнергии. Кроме того, при одних и тех же размерах пневматические двигатели имеют меньшую мощ­ность, чем электрические.

В последнее время начали широко применять дизельный привод. Он обеспечивает значительную маневренность машин, так как они не связаны с трубопроводом сжатого воздуха или электрическим кабелем. Однако использование дизельного при­вода требует очистки выхлопных газов от вредных примесей и усиленного проветривания рабочих мест, что нередко приво­дит к увеличению площади поперечного сечения подземных выработок, а следовательно, и к повышению затрат на добы­чу руды.

Все большее применение находит гидропривод (использо­вание энергии жидкости под большим давлением), главным образом, для бурения шпуров, скважин и управления рабочими органами горных машин. Использование гидропривода резко повышает производительность машины при бурении, создает основу для полной механизации и частичной автоматизации производственных процессов, однако требует высокой про­фессиональной подготовки рабочих как при его изготовлении, так и при обслуживании.

5.1. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОТБОЙКИ РУДЫ И ПОРОДЫ

Выемку руды или породы начинают с отбойки. Как уже от­мечалось (см. разд. 4), на рудниках, разрабатывающих метал­лические руды, наиболее часто используют взрывную отбойку и реже - механическую.

Взрывная отбойка. Для бурения шпуров применяют перфо­раторы и самоходные бурильные установки, для бурения сква­жин — перфораторы тяжелых типов, передвижные и самоходные бурильные установки.

Перфораторы ручные, телескопные, и колонковые - бу­рильные машины ударно-поворотного или ударно-вращательного действия (см. разд. 4.1). Бурение осуществляют за счет энергии ударов массивного поршня, которая передается на буровую коронку через буровые штанги. Поршень совершает возврат­но-поступательные движения под давлением сжатого воздуха или высоконапорной жидкости (гидроперфораторы) с частотой ударов до 2000-2500 мин"1.

Ручные перфораторы типа ПР (рис. 5.1, а) применяют для бурения горизонтальных, наклонных и нисходящих шпуров глубиной до 2—3 м (иногда до 5 м), диаметром 30—56 мм.

Рис. 5.2. Схема шахтной буриль­ной установки:

1 — буровая коронка; 2 — буро­вая штанга; 3 — тяжелый пер­форатор; 4 — подающий меха­низм; 5 — манипулятор; б — самоходное шасси

Рис. 5.3. Схема шахтной бурильной установки с погружным пневмоударником:

1 - буровая коронка; 2 — погружной пневмоударник; 3 - буровая штан­га; 4 - подающий механизм (пневмоцилиндр) ; 5 — вращающий меха­низм; 6 — распорная колонка

Колонковые перфораторы типа ПК (рис. 5.1, в) — мощ­ные бурильные машины с массой 50-75 кг, предназначенные для бурения скважин диаметром 52—85 мм и глубиной до 15—25 м. Из-за большой массы их устанавливают на распорных колон­ках, раскрепляемых между почвой и кровлей выработки (отсю­да и название). Необходимое давление буровой коронки на за­бой обеспечивает подающее устройство (обычно цепное), а вра­щение буровой коронки — специальный независимый вращатель, поэтому колонковые перфораторы представляют собой буриль­ные машины ударно-вращательного действия.

Самоходные бурильные установки — самоходные аг­регаты на рельсовом и гусеничном ходу, снабженные манипуля­торами, на которых установлены бурильные машины с автоподатчиком (рис. 5.2). Привод хода — пневматический, электри­ческий или дизельный. Манипулятор представляет собой стре­ловидное устройство для подачи бурильной машины в любую точку забоя под любым углом. В качестве бурильных машин используют колонковые или телескопные перфораторы. Их подачу на забой осуществляют с применением автоподатчика (как правило, цепного), установленного на манипуляторе. Для работы в подземных условиях выпускают установки с одним-тремя манипуляторами. Бурильными установками бурят шпуры или скважины глубиной до 20—30 м и диаметром до 80 мм. Их использование полностью механизирует процесс

бурения. Кроме того, улучшаются условия труда бурильщика, отсутствует воздействие вибрации перфоратора и уменьшается влияние шума, пыли, тумана в забое, так как бурильщик управ­ляет процессом бурения на расстоянии. Производительность труда бурильщика резко повышается. Однако бурильные уста­новки можно использовать в забоях с площадью поперечного сечения не менее 6—8 м². Бурильные установки — сложные и дорогие машины, однако их применение эффективно, если они могут работать большую часть смены, а также если обеспечи­вается их высококвалифицированное обслуживание.

Используемые для бурения скважин бурильные установки (станки) вращательно-ударного действия почти не отличаются от мощных колонковых перфораторов. Иногда для удобства передвижения их выполняют на раме в виде салазок (например, станки БСМ-1У). Станки сконструированы таким образом, что бурение скважин можно осуществлять в любом направле­нии. Диаметр скважины 45—80 мм и глубина — 25—40 м. Неко­торые модификации имеют самоходное гусеничное (станки СБУ-70) или шинное (ПБУ-80М) шасси.

Наиболее распространены на подземных рудниках, разраба­тывающих металлические руды, буровые станки ударно-враща­тельного действия с погружными пневмоударниками НКР-100М. Они позволяют бурить скважины глубиной до 50 м и диаметром 100—150 мм. Погружные пневмоударники были изобретены в СССР в 40-х годах. В начале 70-х годов за рубе­жом также начали изготавливать и применять для бурения стан­ки с погружными пневмоударниками. Особенность конструк­ции таких станков заключается в том, что ударный механизм (пневмоударник) расположен непосредственно за буровой ко­ронкой и вместе с ней подается в скважину (рис. 5.3). Поэтому сила удара по коронке не меняется с глубиной скважины. Стан­ки НКР-100М — передвижные, их устанавливают на распорной колонке. Выпущены опытные образцы самоходных бурильных установок, оснащенных погружными пневмоударниками.

Станки шарошечного бурения имеют ограниченное распространение из-за сложности устройства и обслуживания. Для бурения такими станками необходимо напорное усилие в 140—200 кН, которое может быть создано только посредством гидропривода (для этого станки имеют специальный агрегат — маслостанцию). На рудниках применяют передвижные станки шарошечного бурения БШ-145М.

Установки для механизации заряжания шпуров и сква­жин используют в основном для размещения в шпуре (скважине) гранулированных ВВ (см. разд. 4.2). Заряжание осуществля­ют посредством сжатого воздуха, который по шлангам подает ВВ в шпур или скважину. Каждая зарядная установка имеет свой расходный бункер, куда засыпают запас ВВ. В забоях небольших размеров и при малых объемах заряжания применя­ют переносные зарядные установки "Курама". Для заряжания большого числа шпуров и скважин применяют передвижные (не самоходные) и самоходные зарядные установки. Наиболее распространены передвижные установки на рельсовом ходу или на салазках "Вахш", "ЗП, "Ульба", УЗДМ, а также самоход­ные ЗМКД и ПМШЗ на шинном ходу. Зарядные установки могут транспортировать ВВ по шлангам к забою на расстояние до 50—250 м с производительностью до 100 кг ВВ в минуту.

Механизированные комплексы КПВ и КПН представляют собой самоходный полок (кабина с рабочей площадкой и защитным козырьком над ней), который движется по рельсу, жестко прикрепленному к стенке восстающего. С этой пло­щадки рабочие бурят телескопными перфораторами и заряжа­ют шпуры, обирают (очищают) забой после взрыва от зако­лов — отдельных кусков породы, слабо связанных с массивом и способных к внезапному выпадению. Применение таких комплексов позволяет полностью механизировать подъем в забой и спуск из него людей, материалов, бурового и другого оборудования. Комплексы типа КПВ или КПН иногда применя­ют и для отбойки руды при очистной выемке.

Механическая отбойка. На рудниках, разрабатывающих металлическую руду, механическую отбойку применяют в огра­ниченных масштабах. Она осуществляется в основном с исполь­зованием проходческих и очистных комбайнов, т. е. самоход­ных машин на гусеничном ходу, снабженных породоразрушающим органом и погрузочным устройством. Проходческие комбайны работают в комплексе со средствами доставки или транспортирования руды из забоя и ведут выемку впереди себя выработкой ограниченного поперечного сечения. Рабочий орган таких комбайнов имеет форму фрезы или шнека с режу­щими кромками, он установлен на манипуляторе, посредством которого обрабатывается последовательно вся площадь забоя (комбайны КМП для цветных рудников и КМШ — для марган­цевых) . Их применяют в породах и рудах прочностью до 60 МПа. Для проходки восстающих с круглым поперечным сечением в крепких породах на рудниках применяют также проходческие комбайны с рабочим органом в виде шарошки, разрушающей забой сразу по всему сечению (комбайны 1КВ1 и 2KB) доставочные машины и оборудование, работающие в комп­лексе с погрузочными средствами;погрузочно-доставочные самозагружающиеся машины.

Погрузочно - доставочное оборудование разделяют по харак­теру работы на машины непрерывного и периодического действия (в последнем случае горная масса перемещается пор­циями), а по исполнению — на самоходные и стационарные.

Погрузочное оборудование, используемое на рудниках, раз­рабатывающих металлические руды, весьма разнообразно. К оборудованию непрерывного действия относятся питатели, главным образом вибрационные типа ВДПУ, ВВДР, ПВРА и др. Они выгружают отбитую руду из очистного пространства или рудоспусков в доставочные или непосредственно в транспорт­ные средства. Вибропитатели представляют собой металличес­кую платформу шириной 1—2,5 м и длиной 3—8 м, установлен­ную под углом 7—23° к горизонту. При включении они начи­нают вибрировать, и отбитая руда сползает по платформе вниз. К машинам непрерывного действия относят также погрузоч­ные машины с нагребающими лапами типа ПНБ. Это самоходная гусеничная машина с рабочим органом, представ­ляющим собой приемную плиту, по бокам которой расположе­ны два нагребающих рычага, совершающие движение от края плиты к центру. Они захватывают куски руды или породы и перемещают их на погрузочный конвейер небольшой длины, посредством которого загружают доставочные или транспорт­ные средства. Производительность таких машин составляет 2—6 м /мин.

Погрузочные машины периодического действия имеют рабочий орган в виде ковша. Машины типа ППН на рельсовом или гусеничном ходу с задней разгрузкой ковша как бы пе­ребрасывают его через себя, вместимость ковша 0,3—1 м3, производительность — 0,8—3 м3/мин (рис. 5.4). Подземные экскаваторы типа ЭП (ЭО) с ковшом вместимостью 1—1,2 м3 применяют при использовании самоходной доставочной техники на шинном ходу в открытом очистном пространстве высотой не менее 5 м. Производительность экскаваторов достигает 3—4 м3/мин.

Доставочное оборудование предназначено только для дос­тавки и разгрузки горной массы, поэтому работает в комплексе с погрузочным оборудованием.

Из оборудования непрерывного действия наиболее рас­пространены, особенно на рудниках цветной металлургии Казах­стана, вибрационные конвейеры, работающие совместно доставочные машины и оборудование, работающие в комп­лексе с погрузочными средствами; погрузочно-доставочные самозагружающиеся машины.

Погрузочно-доставочное оборудование разделяют по харак­теру работы на машины непрерывного и периодического действия (в последнем случае горная масса перемещается пор­циями), а по исполнению — на самоходные и стационарные.

Погрузочное оборудование, используемое на рудниках, раз­рабатывающих металлические руды, весьма разнообразно. К оборудованию непрерывного действия относятся питатели, главным образом вибрационные типа ВДПУ, ВВДР, ПВРА и др. Они выгружают отбитую руду из очистного пространства или рудоспусков в доставочные или непосредственно в транспорт­ные средства. Вибропитатели представляют собой металличес­кую платформу шириной 1—2,5 м и длиной 3—8 м, установлен­ную под углом 7—23° к горизонту. При включении они начи­нают вибрировать, и отбитая руда сползает по платформе вниз. К машинам непрерывного действия относят также погрузоч­ные машины с нагребающими лапами типа ПНБ. Это самоходная гусеничная машина с рабочим органом, представ­ляющим собой приемную плиту, по бокам которой расположе­ны два нагребающих рычага, совершающие движение от края плиты к центру. Они захватывают куски руды или породы и перемещают их на погрузочный конвейер небольшой длины, посредством которого загружают доставочные или транспорт­ные средства. Производительность таких машин составляет 2—6 м /мин.

Погрузочные машины периодического действия имеют рабочий орган в виде ковша. Машины типа ППН на рельсовом или гусеничном ходу с задней разгрузкой ковша как бы пе­ребрасывают его через себя, вместимость ковша 0,3—1 м3, производительность — 0,8—3 м3/мин (рис. 5.4). Подземные экскаваторы типа ЭП (ЭО) с ковшом вместимостью 1—1,2 м3 применяют при использовании самоходной доставочной техники на шинном ходу в открытом очистном пространстве высотой не менее 5 м. Производительность экскаваторов достигает 3-4 м3/мин.

Доставочное оборудование предназначено только для дос­тавки и разгрузки горной массы, поэтому работает в комплексе с погрузочным оборудованием.

Из оборудования непрерывного действия наиболее рас­пространены, особенно на рудниках цветной металлургии Казах­стана, вибрационные конвейеры, работающие совместно

Рис. 5.4. Схемы погрузочно-доставочного самоходного оборудования:

а — ковшовая погрузочная машина с задней разгрузкой; б — автоса­мосвал МоАЗ; в — ковшовая погрузочно-доставочная машина; г — ков­шовая погрузочно-транспортная машина (ПТ); 1 — ковш; 2 — опрокид­ной кузов (бункер)

с вибропитателями (виброкомплексы). Для удобства монтажа виброконвейеры собираются из секций длиной до 2 м. Произ­водительность виброконвейеров составляет 90-100 м3/ч, длина на один привод - 20-30 м. На некоторых рудниках, разрабаты­вающих мягкие руды (например, марганцевые), применяют ленточные конвейеры. Для доставки тяжелой крупнокусковой руды используют специальные типы ленточных конвейеров, конструкция которых препятствует быстрому разрушению лен­ты вследствие ударов кусков. Для доставки неабразивных руд применяют скребковые конвейеры. Они представляют собой металлический лоток, по которому руда волочится скребками, прикрепленными к тяговой цепи. Такие конвейеры входят в состав механизированных очистных комплексов для добычи марганцевых руд.

Широкое распространение на рудниках получило доставочное оборудование периодического действия: самоходные рудничные вагоны и автосамосвалы.

Самоходные вагоны типа ВС в виде длинных бункеров на колесах с электрическим или дизельным приводом работают вместе с погрузочными машинами типа ПНБ или проходчески­ми горными комбайнами. В днище вагона расположен скребко­вый конвейер, посредством которого горная масса распреде­ляется по длине вагона при загрузке и выгружается. Грузоподъ­емность самоходных вагонов составляет 5—15 т, скорость движения с грузом —6—8 км/ч, длина доставки — не более 150—200 м, преодолеваемый уклон — до 8— 10°.

Автосамосвалы МоАЗ обладают грузоподъемностью 20-22 т й работают совместно с экскаваторами, погрузочными ма­шинами типа ПНБ или ковшовыми погрузочными машинами на шинном ходу. Они снабжены опрокидным кузовом, поэтому в отличие от самоходных вагонов для них в местах разгрузки необходимо оборудовать камеры высотой 5—6 м. Автосамосва­лы применяют при доставке и при транспортировании руды на расстояние 400-2500 м и более. Преодолеваемый уклон — до 12-15° (см. рис. 5.4).

Погрузочно-доставочное оборудование получило на рудни­ках широкое распространение, так как оно не требует приме­нения погрузочных машин, универсально и хорошо работает в самых разнообразных условиях. К погрузочно-доставочному оборудованию относят скреперные установки, ковшовые погрузочно-доставочные и погрузочно-транспортные машины.

Скреперная установка состоит из тяговой лебедки, тя­гового каната и прикрепленного к нему ковша (скрепера). Тяговый канат перекинут через блочок и имеет две ветви: рабочую, к которой прикреплен скрепер, и холостую. Тяговая лебедка снабжена двумя барабанами, на один из которых нама­тывается рабочая ветвь каната, подтягивающая скрепер к лебедке (рабочий ход), на другой — холостая ветвь каната, тянущая скрепер назад, от лебедки (холостой ход) через блочок, установленный в конце выработки. Вместимость скреперного ковша составляет 0,1—2,5 м3, мощность привода лебедки — соответ­ственно 10-100 кВт; длина скреперования — 10—30 м (наибо­лее эффективная). Для погрузки и доставки руды из навала на почве камер большой ширины применяют скреперные уста­новки с тремя барабанами и двумя хвостовыми блочками. Два барабана используют для перемещения скрепера по ширине камеры посредством двух холостых ветвей каната. Производи­тельность скреперных установок сравнительно невелика, но затраты на доставку с их помощью незначительны. Кроме того, установки просты и надежны в эксплуатации.

Ковшовые погрузочно-доставочные машины типа ПД (см. рис. 5.4) — самоходные дизельные или электрические ма­шины на шинном ходу с ковшом, расположенным спереди. Они применяются на многих рудниках цветной металлургии. Ковш с гидравлическим приводом может подниматься, опус­каться и переворачиваться. При загрузке машина опущенным ковшом набирает руду из навала на почве выработки. Затем ковш приподнимается, поворачивается, и машина доставляет руду к месту разгрузки, где ковш поднимается и опрокиды­вается. Для удобства работы машина двигается легко вперед и назад без разворота. Корпус ее изготавливается из двух шарнирно соединенных частей. Вместимость ковша ПД — 1—6 м , длина доставки — 50—300 м, преодолеваемый уклон — до 12-18°.

Ковшовые погрузочно-транспортные машины типа ПТ отличаются тем, что их ковш предназначен для загрузки собст­венного бункера (кузова). Эти машины применяют обычно в выработках сравнительно малого поперечного сечения при дли­не доставки до 600 м. Вместимость ковша — 0,12—1,6 м3, бун­кера — 1—10 м3, преодолеваемый уклон — до 12—15°. Бункер разгружается при опрокидывании. Привод машин типа ПТ — пневматический или дизельный.

Вопросы для проверки

1. Какое погрузочное оборудование используют при доставке руды конвейерами, самоходными вагонами, автосамосвалами?

2. Как протекает процесс доставки руды скреперными установками?

3. Чем различаются ковшовые погрузочно-доставочнные и погрузоч­но-транспортные машины?

4. Чем отличаются погрузочно-транспортные машины от самоходных вагонов и автосамосвалов?

5.3. ВСПОМОГАТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОЧИСТНЫХ И ПРОХОДЧЕСКИХ РАБОТ

Уровень механизации вспомогательных работ обычно ниже, чем основных производственных процессов, и многие из них выполняют вручную. Однако в последние годы осуществляют комплексную механизацию всех производственных процессов, включая и вспомогательные.

Наиболее высокий уровень комплексной механизации дос­тигнут на комбинатах, применяющих самоходное оборудование: Норильском (Красноярский край), Джезказганском, Ачисайском (Казахстан) и др. Самоходные машины используют для перевозки рабочих, доставки оборудования и запасных частей к нему, различных материалов и т. п. Применяют самоходные топливозаправщики, ремонтные машины, оснащенные грузо­подъемным оборудованием для замены частей и агрегатов машин, замены шин и т. д. Для обеспечения безопасности работ в выработках большой высоты используют самоходные установ­ки с подъемной платформой на стреле. С этих платформ обирают заколы с кровли и боков выработок, устанавливают заново или ремонтируют крепь, заряжают шпуры, расположенные на значительной высоте. Кроме того, начали применять самоходные установки для оборки заколов посредством пневмогидроударников или специальных зацепов с гидроприводом, которые устанавливаются на телескопической стреле длиной до 6—8 м.

На рудниках, использующих рельсовый транспорт, исполь­зуют монтажные краны на рельсовом ходу, самоходные универ­сальные агрегаты с различным навесным оборудованием для ремонта крепи, очистки водоотливных канавок, замены узлов и деталей горных машин. Перевозка людей (при необходимос­ти), доставка оборудования, инструмента, материалов в забои осуществляется с применением рельсового транспорта и пере­носных лебедок вспомогательного назначения.

5.4. ТРАНСПОРТНЫЕ МАШИНЫ И КОМПЛЕКСЫ

Подземный транспорт необходим для перемещения руды и породы из очистных и проходческих забоев к подъемным стволам или непосредственно на поверхность по штольням. Кроме выполнения этих основных функций, транспорт служит для перевозки людей, доставки материалов и оборудования.

Рельсовый транспорт. На рудниках, разрабатывающих метал­лические руды, самым распространенным является транспортирование по горизонтальным выработкам с применением руд­ничных электровозов. Они недороги и достаточно производи­тельны. В основном используют контактные электровозы с питанием от воздушной электрической сети. На рудниках, опасных по газу, применяют аккумуляторные электровозы. Электровозы характеризуются сцепным весом, определяющим вес состава. Сцепной вес электровозов составляет от 30 до 250 кН. Руду и породу перевозят, как правило, в глухих ваго­нах ВГ (более прочных и надежных), реже в опрокидных ва­гонах (с переворачивающимся кузовом) или в вагонах с боко­вой разгрузкой (с откидывающейся боковой стенкой). Вмес­тимость вагонов — 0,7-10 м3. Ширина колеи рельсового пути составляет на подземных рудниках 600,7 50 или 900 мм.

Конвейерный транспорт. Конвейеры, главным образом ленточные, применяют на рудниках только для транспорти­рования мягких или мелкодробленых руд. Крупные тяжелые куски быстро изнашивают конвейерную ленту и выводят кон­вейеры из строя. Так как производительность конвейеров может быть значительно выше, чем электровозного транспор­та, их целесообразно использовать на рудниках с большой го­довой производительностью. Поэтому ученые и инженеры ра­ботают над созданием конвейеров для транспортирования круп­нокусковой руды.

Конвейеры иногда применяют для подъема руды на поверх­ность по стволам с углом наклона до 18°.

Автомобильный транспорт. Он пока мало распространен. Обычно его применяют на неглубоких рудниках, если существу­ет возможность вывозить руду непосредственно на поверхность по наклонному стволу или штольне. Используют автосамосвалы повышенной грузоподъемности (до 40—60 т). Советскими учеными и инженерами создан шахтный автопоезд АШ-75 из двух тягачей и пяти опрокидных прицепов с боковой разгруз­кой общей грузоподъемностью 75 т. Автопоезда могут найти широкое применение и для подземного транспортирования, подъема руды по наклонным стволам под углом не более 8—10°.

Вопросы для проверки

1. С помощью какого оборудования загружают вагоны при рельсо­вом электровозном транспортировании?

2. Какое оборудование можно применять для транспортирования руды по горизонтальным выработкам и выработкам с углом наклона до 8-10°?

5.5. СТАЦИОНАРНЫЕ МАШИНЫ И КОМПЛЕКСЫ

Стационарные машины и комплексы имеют постоянное (стационарное) местоположение в течение всего срока отработ­ки одного или нескольких этажей либо рудника в целом. К ним относятся комплексы подземных дробильно-перегрузочных узлов, рудничного подъема, а также оборудование для водо­отлива и вентиляции.

Подземный дробилъно-перегрузочный узел. Он служит для перегрузки добытой руды из транспортных средств в подъем­ные сосуды (скипы) с попутным ее дроблением. Затраты на сооружение и эксплуатацию таких узлов компенсируются тем, что они позволяют отбивать руду в очистных забоях более круп­ными кусками. Поэтому подземное дробление предусматрива­ется на всех новых рудниках с годовой производительностью более 0,5—0,8 млн. т руды.

Дробильно-перегрузочный узел состоит из разгрузочного устройства при рельсовом транспортировании, подземной дро­билки, бункера и дозирующего устройства (дозатора).

При наиболее распространенном на рудниках рельсовом транспортировании руды в глухих опрокидных вагонах в качест­ве разгрузочного устройства используют вагоноопрокидыватели. Это устройство представляет собой цилиндрический вращающийся барабан. В него закатывают один-два груженых вагона (электровоз проходит сквозь вагоноопрокидыватель), после чего вагоноопрокидыватель делает полный оборот вок­руг своей оси, и руда из вагонов высыпается в приемную ворон­ку дробилки. После замены вагонов все повторяется.

Дробилки необходимы для измельчения руды до круп­ности 150—300 мм, при которой можно загружать скипы. При­меняют щековые или конусные дробилки. В щековых дробил­ках руда измельчается раздавливанием между двумя плитами (щеками), одна из которых неподвижная, а другая качающаяся. В конусной дробилке внутри неподвижной конусной чаши корпуса находится конусообразный валок, нижняя часть кото­рого перемещается по кругу; при сближении валка с корпусом куски раздавливаются. Мелкие куски просыпаются сквозь дробилку без дробления. Конусные дробилки производительнее и дороже щековых.

Из дробилки руда высыпается в бункер, а из него поступает в дозатор, который отмеряет точное количество руды, равное по объему вместимости скипа. После заполнения дозатора бун­кер автоматически закрывается, а после разгрузки руды из доза­тора в скип — вновь открывается.

Комплекс рудничного подъема. Включает в себя подъемные машины, подъемные сосуды и канаты, копер и копровые шки­вы. Подъемные машины являются по существу мощными ле­бедками с диаметром барабанов для навивки канатов в 4—9 м, рассчитанные на нагрузку 150-500 кН.

В качестве подъемных сосудов используют клети и скипы. Клети — одно-, двухэтажные подъемники шириной 1—1,5 м и длиной 1,4—5,2 м. Они предназначены для спуска — подъема людей, оборудования, материалов, подъема породы в вагонах на поверхность, а на небольших рудниках, где отсутствует скиповой подъем, и для подъема руды в вагонах. Скипы — вы­тянутые металлические короба с. прямоугольным поперечным сечением (длина сторон 1,35 и 2,2 м) вместимостью от 2 до 20 м3, используемые для подъема руды или породы. Они загру­жаются сверху дозаторами, а разгружаются на поверхности либо снизу через открывающееся днище, либо посредством опроки­дывания. Канаты, на которые подвешивают подъемные сосуды, имеют диаметр 20—63 мм и коэффициентом запаса прочности 4—9. Копровые шкивы — колеса с желобом диаметром 1,6— 6 м, через которые перекидывается канат, протянутый от подъ­емной машины к скипу или клети. Шкивы устанавливают на копрах — металлических или железобетонных башнях над ство­лами. Довольно часто подъемные машины устанавливают не­посредственно на копрах, и тогда в шкивах нет необходимости.

Оборудование для водоотлива. С участков месторождения к стволу вода идет самотеком по водосборным канавам подзем­ных выработок и собирается в водосборники. Из водосбор­ников воду откачивают на поверхность насосами, размещен­ными в насосных станциях рядом с водосборниками.

На рудниках применяют обычно центробежные насосы. Они имеют рабочее колесо с радиальными лопастями, при враще­нии которого вода под действием центробежной силы отбрасы­вается от центра насоса к его периферии в напорный трубопро­вод. В центре насоса возникает разряжение, и туда засасывается вода из водосборника. Шахтные насосы имеют подачу 40— 1000 м3/ч. Они могут нагнетать воду на высоту 300—500 (до 1000) м.

Оборудование для вентиляции. В соответствии с требовани­ями Правил безопасности при работе в подземных условиях расход свежего воздуха должен составлять не менее 6 м3/мин на каждого работающего. Воздух в шахту нагнетают с поверх­ности вентиляторами главного проветривания по герметичес­ки закрытым стволам или штольням. Вентиляторы применяют центробежные или осевые. В отличие от центробежных вентиля­торов в осевых воздух движется вдоль оси вентилятора, тол­каемый лопатками, насаженными на вращающемся валу. Про­изводительность вентиляторов главного проветривания состав­ляет 10—500 м3/с, диаметр их рабочего колеса — 1,1—5 м.

Вопросы для проверки

1. Расскажите, как работают дробильно-перегрузочные узлы?

2. В чем отличия в назначении клетей и скипов?

3. Как работают центробежные насосы и вентиляторы?

6. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Вскрытие — проведение комплекса горных выработок, открывающих доступ с поверхности ко всему месторождению или его части.

Число и площадь поперечного сечения главных вскрывающих выработок зависят в основном от годовой производственной мощности (производительности) рудника, а их местоположение во многом определяется размерами зоны влияния горных работ на состояние земной поверхности над разрабатываемым место­рождением.

6.1. ГОДОВАЯ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ РУДНИКА

Годовая производительность рудника определяется ко­личеством рудной массы, добываемой за год. Ее величина уста­навливается с учетом промышленных запасов руды на месторож­дении, условий разработки и потребности государства в данном виде сырья.

Наибольшая эффективность разработки месторождения дос­тигается при экономически целесообразной годовой произ­водительности рудника. При меньшей производительности зат­раты на добычу руды увеличиваются, так как в этих условиях труднее использовать мощную высокопроизводительную техни­ку. Если годовая производительность рудника завышена, то зат­раты на его строительство возрастут при тех же запасах руды.

Однако при повышенном спросе на данный вид минераль­ного сырья, запасы которого в масштабах страны ограничены,

годовая производительность рудника может быть принята не экономически целесообразной, а максимально возможной в этом случае (производительность по горным возможностям).

Годовая производительность рудника определяет срок его существования, т. е. время, за которое будет отработано мес­торождение. По современным нормативам, минимальный срок существования рудника составляет: 15 лет при производитель­ности 500—1000 тыс. т/год; 20 лет при 1—3 млн. т/год; 25 лет при 3—5 млн. т/год; 30 лет — при 5—7 млн.т/год и 35—40 лет при производительности более 7—10 млн. т/год.

Вопрос для проверки

От чего зависит годовая производительность рудника?

6.2. ВЛИЯНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ НА СОСТОЯНИЕ ЗЕМНОЙ ПОВЕРХНОСТИ

Подземная разработка месторождений сопровождается под­работкой налегающих пород. Они стремятся под воздействием своего веса заполнить пространство, образуемое при выемке руды. Чем меньше устойчивость налегающих пород, больше размеры выработанного пространства и объемы выемки, тем сильнее проявляются эти сдвижения. Процесс сдвижения может охватить всю толщу налегающих пород до поверхности, особен­но если выемка руды осуществляется с их обрушением.

В таких случаях поверхность плавно оседает или обрушается. При плавном оседании над месторождением возникает углубле­ние в земной поверхности — мульда оседания. При обрушении на поверхности образуются зона обрушения или отдельные провальные воронки. В пределах мульды оседания поверхность опускается плавно и на относительно небольшую глубину, поэтому здесь могут находиться некоторые здания и сооружения временного характера. Однако шахтные стволы и другие соору­жения на поверхности, которые должны служить десятки лет, не допускают даже малых смещений земной поверхности и не могут строиться в пределах зоны влияния горных работ. Поэто­му вскрывающие выработки всегда располагают вне зоны вли­яния горных работ на поверхность. Ее размеры определяются углами сдвижения годных пород (рис. 6.1). Величина этих углов колеблется от 30 в рыхлых водонасыщенных породах до 75—80° в крепких скальных породах и зависит от многих факторов: строения пород, углов падения пластов,

Рис. 6.1. Схема построения зоны сдвижения и охранных целиков (вер­тикальный разрез):

/ — наносы; 2 — коренные породы; 3 - рудное тело; 4 — границы зоны сдвижения (0 — угол сдвижения) ; 5 — река; б — квершлаги; 7 — глав­ный подъемный ствол; 8 — охранный целик; 9 — вентиляционный ствол

глубины работ, порядка отработки месторождения и т. д. Если шахтное поле имеет очень большие размеры, то вскрывающие выработки можно располагать над рудным телом, обязательно оставляя под ними в рудном теле нетронутые участки — охранные це­лики. Они, как правило, не подлежат выемке. Однако, если от­работка их необходима, то выработанное пространство тщатель­но заполняют материалами, препятствующими сдвижению налегающих пород.

6.3. ВСКРЫВАЮЩИЕ ВЫРАБОТКИ

К вскрывающим выработкам относят вертикальные и нак­лонные шахтные стволы, штольни и вскрывающие квершлаги.

Вскрывающие выработки разделяют на главные и вспомога­тельные. По главным выработкам осуществляют транспорти­рование или подъем на поверхность руды и породы, доставляют на рабочие места и обратно на поверхность людей, подают све­жий воздух. К вспомогательным вскрывающим выработкам относят обычно стволы или штольни, предназначенные только для нагнетания свежего или отвода загрязненного воздуха, спус­ка — подъема оборудования, подачи под землю материала для закладки (заполнения) выработанного пространства и т. д.

Кроме того, вскрывающие выработки разделяют также в зависимости от вида используемого в них оборудования. Например, вертикальные и наклонные главные вскрывающие стволы, по которым поднимают на поверхность руду и породу,

могут быть скиповыми (подъем в скипах), клетевыми (подъем в клетях) или скипоклетевыми. Для подъема руды конвейерами используют конвейерные стволы с углом наклона до 18 , а для транспортирования руды на поверхность автомобилями — автомобильные стволы с углом наклона 6—8°. Скиповые и клетевые вертикальные стволы имеют, как правило, круглое поперечное сечение, наклонные стволы — пря­моугольное или в виде свода. Конвейерные и автомобильные наклонные стволы спаривают со стволом, в котором установлен резервный конвейер на случай плановых ремонтов или аварий главного конвейера или по которому опускают под землю порожние автосамосвалы.

В главных вскрывающих выработках прокладывают элек­трические кабели, трубы для подачи сжатого воздуха и воды для технологических нужд и отвода на поверхность шахтной воды. В стволах оборудуют лестничные отделения, по которым люди могут выйти на поверхность при авариях с подъемными установками.

Местоположение вскрывающих выработок определя­ют с учетом многих факторов. Во-первых, их располагают за пределами зон сдвижения поверхности, чтобы обеспечить сохран­ность в течение всего срока отработки месторождения. Во-вто­рых, главные вскрывающие выработки размещают, как прави­ло, в лежачем боку месторождения, т. е. со стороны дальнего от поверхности контакта рудного тела. При таком расположении стволов горизонтальные вскрывающие квершлаги имеют наи­меньшую длину на верхних горизонтах, что позволяет вскрывать их в более короткие сроки. В-третьих, так как затраты на под­земное транспортирование тем больше, чем длиннее трасса транс­портирования, главные вскрывающие выработки стремятся рас­положить ближе к середине шахтного поля. При этом, однако, необходимо на каждом фланге месторождения проходить ствол для отвода на поверхность загрязненного воздуха. Поэтому при небольшой длине шахтного поля (до 700—1000 м) главные вскрывающие выработки размещают на одном из флангов месторождения, а вентиляционный ствол — на другом фланге. В-четвертых, при выборе места проведения главных вскрываю­щих выработок необходимо учитывать рельеф поверхности. Оно должно выбираться с учетом наличия или возможности оборудования с приемлемыми затратами удобной промыш­ленной площадки рудника, имеющей надежную транспортную связь.

Вопросы для проверки

1. Назначение главных и вспомогательных вскрывающих выработок.

2. Как выбирают местоположение промышленной площадки рудника?

6.4. СПОСОБЫ И ОЧЕРЕДНОСТЬ ВСКРЫТИЯ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Способ вскрытия определяется числом, назначением и взаимным расположением вскрывающих выработок. К нему предъявляют следующие требования:

наличие не менее двух независимых выходов на поверхность, оборудованных механическим подъемом;

эффективное проветривание подземных выработок;

обеспечение заданной годовой производительности рудника;

минимальные затраты на вскрытие;

минимальные потери руды в охранных целиках;

технически удобное и экономически выгодное размещение промышленной площадки рудника.

Способы вскрытия можно разделить на три класса:

рудоподъемными стволами (вертикальными или наклон­ными) ;

рудовыдачными штольнями; комбинированные.

Вскрытие рудоподъемными стволами осуществляют в ос­новном в равнинной местности. Наиболее распространено вскры­тие вертикальными стволами (рис. 6.2). При производитель­ности рудника до 0,8—1 млн. т/год и небольшой глубине подъем руды в клетях конкурирует по своим показателям со скипо­вым. При большей годовой производительности рудника целе­сообразен только скиповой подъем руды и даже породы.

При вскрытии наклонными стволами скиповой и клетевой подъемы для руды используют редко и только при малой произ­водительности рудников и углах падения рудных тел менее 40-50°.

Вскрытие наклонным конвейерным стволом выполняют обычно при большой производительности рудника (более 3— 5 млн. т/год) и глубине залегания до 500—600 м. Например, рудник им. Кирова в Кривбассе вскрыт спаренным рудоподъем­ным конвейерным стволом длиной 3 км под углом в 16°. Про­изводительность (максимальная) составляет 5000 т/ч, или 30 млн. т/год. Вскрытие конвейерным стволом может быть также целесообразным на пологих месторождениях и при

Рис. 6.2. Схемы вскрытия рудных месторождений вертикальными (а) и наклонными (б) стволами (вертикальные разрезы) :

1 — рудное тело; 2 — граница зоны сдвижения; 3 — главный рудоподъ­емный ствол; 4 — капитальный рудоспуск у ствола; 5 — перегрузочные узлы; б — квершлаги; 7 — концентрационные горизонты; 8 — участко­вый рудоспуск; 9 — наклонный рудоподъемный ствол; 10 — вспомо­гательный вентиляционный ствол

производительности рудника около 1 млн. т/год, если глубина работ не превышает 100—150 м и применяется подземный конвейер­ный транспорт. Таким способом вскрыты некоторые месторож­дения марганцевых руд на Украине. Кроме того, месторождения, залегающие в горах или под водоемами, также вскрывают нак­лонным конвейерным стволом, так как вскрытие вертикальным стволом трудновыполнимо из-за неблагоприятного рельефа. Вскрытие наклонными автомобильными стволами производят при глубине разработки обычно не более 150-200 м и годовой производительности менее 1 млн. т/год (рис. 6.2,6).

В зависимости от угла падения и длины по падению залежь может быть вскрыта одним или несколькими горизонтами -этажами высотой от 30 до 150 м.

Если месторождение разрабатывают несколькими этажами, то каждый из них вскрывают квершлагом, пройденным от ство­ла. Транспортирование по квершлагам, как правило, осуществля­ется с помощью электровозов. Для перегрузки руды из подзем­ного транспорта в скипы у стволов оборудуют дробильно-пере­грузочные узлы (см. разд. 5.5). Для сокращения их числа руду с нескольких горизонтов перепускают по капитальному рудо­спуску у ствола на один горизонт, с которого ее поднимают на поверхность после предварительного подземного дробления. Иногда рудоспуски проводят вблизи рудного тела и руду транс­портируют к стволу только по одному — нижнему горизонту. Этот горизонт называют концентрационным, а остальные — промежуточными. При выдаче руды в вагонетках клетями подъ­ем осуществляют с каждого горизонта.

Вскрытие штольнями выполняют только в гористой мест­ности. Если руду транспортируют по одной нижней штольне, она называется капитальной и руда перепускается на нее с верхних горизонтов по рудоспускам. Руду можно транспортировать на поверхность в автомобилях по каждой штольне и далее по поверхности до склада или обогатительной фабрики, если этому способствует рельеф местности.

Комбинированное вскрытие во многих случаях является развитием первых двух способов вследствие доразведки запа­сов или углубления работ. Целесообразность комбинированно­го вскрытия определяется непостоянством элементов залегания рудного тела с глубиной, сложностью рельефа, наличием в шахт­ном поле нескольких залежей, расположенных на разной глуби­не, и т. п. (рис. 6.3).

Вскрытие месторождения ведут на стадии строительства рудника, оно длится несколько лет и требует крупных капита­ловложений (до нескольких десятков миллионов рублей на крупных рудниках).

Уменьшение хотя бы первоначальных затрат достигается за счет строительства, а значит, и вскрытия месторождения очередями. Например, если для разработки всего месторожде­ния необходимо вскрыть 12 этажей, каждый из которых будет отработан за 3 года, то месторождение можно вскрыть тремя

57 очередями, по 4 этажа в каждой. Таким образом, для строитель­ства второй очереди средства должны быть отпущены на 12 лет, а для строительства третьей — на 24 года позже, чем при вскры­тии месторождения сразу на всю глубину.

Однако вскрытие очередями имеет свои недостатки. Напри­мер, из-за невозможности прекращения добычи на месторожде­нии вскрытие каждой последующей очереди осуществляют в условиях действующего рудника. Это усложняет организа­цию работ и увеличивает затраты на их выполнение. Поэтому целесообразное число очередей вскрытия и этажей в каждой очереди, т. е. шаг вскрытия, устанавливают проектировщики на основе технико-экономического сравнения вариантов. В нас­тоящее время первой очередью вскрывают три-четыре и более этажей, каждой последующей — не менее двух-трех этажей.

Рис. 6.3. Схемы комбинированного вскрытия рудных залежей Вертикаль­ным и слепым стволами (в), штольнями и слепым стволом (б), верти­кальным скиповым и наклонным конвейерным стволами (в) :

1 — рудные тела; 2 — граница зон сдвижения; 3 — главный рудоподъем­ный ствол; 4 — капитальный рудоспуск у ствола; 5 — перегрузочный комплекс; б — квершлаги; 7 — слепой рудоподъемный ствол; 8 — штоль­ни; 9 — наклонный конвейерный ствол; 10 — водонасыщенные наносы

Вопросы для проверки

1. Какие возможны варианты вскрытия вертикальными стволами со скиповым и клетевым подъемом при рельсовом транспортировании руды по горизонтам?

2. Почему выгоднее вскрывать месторождения не сразу на всю глубину, а очередями?

6.5. ОКОЛОСТВОЛЬНЫЕ ДВОРЫ

Околоствольный двор (или рудничный двор) — совокуп­ность выработок, служащих для соединения ствола или группы стволов с выработками горизонта и предназначенных для обслу­живания подземных горных работ.

В околоствольных дворах размещают дробильно-перегрузочные узлы, водосборники, камеры насосных станций, электроподстанций, ожидания, медпунктов, электровозных депо, скла­дов и т. д. Все стволы и камеры околоствольного двора соеди­нены между собой выработками.

Клетевые околоствольные дворы в качестве основных ис­пользуют на рудниках небольшой производительности, где глав­ной вскрывающей выработкой является один клетевой ствол. Кроме того, клетевые околоствольные дворы используют на рудниках любой производительности для обслуживания венти­ляционных стволов на флангах месторождения и вспомогатель­ных при вскрытии штольнями.

Если скиповые стволы по условиям рельефа или для прибли­жения к обогатительной фабрике располагают отдельно от груп­пы других главных стволов, то скиповые околоствольные дво­ры редко используют в качестве самостоятельных.

Как правило, при вскрытии месторождения группой главных стволов их проходят на небольшом расстоянии друг от друга. Они имеют общий околоствольный двор на каждом горизонте, называемый скипоклетевым, что, помимо прочих удобств, поз­воляет уменьшить объем околоствольных выработок.

Вопрос для проверки

Для чего нужны околоствольные дворы?

6.6. ПОДГОТОВКА РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Подготовка — проведение горных выработок для разделе­ния вскрытых участков месторождения на очистные блоки и панели и обеспечения очистной выемки.

Подготовительные выработки — откаточные (транспорт­ные) и вентиляционные штреки и квершлаги, орты, блоковые восстающие различного назначения, блоковые или панельные рудоспуски, наклонные съезды для перемещения самоходного оборудования между горизонтами.

Назначение подготовительных выработок заключается в сле­дующем:

оконтуривание (выделение) этажа, шахтного поля, блоков или панелей;

создание связи блока (панели) с общерудничной транспорт­ной сетью;

обеспечение эффективного проветривания рабочих мест;

обеспечение свободного доступа в забои и аварийного выхо­да из них, снабжения забоев оборудованием, материалами, энер­гией, высокопроизводительной выдачи из них добытой руды.

По местоположению подготовительных выработок можно выделить три способа подготовки: рудная (выработки проведены по руде); полевая (выработки проведены по пустым породам); комбинированная, сочетающая в себе признаки рудной и полевой.

Рудную подготовку применяют при разработке крутых маломощных залежей, мощных залежей любого падения, пологих и горизонтальных залежей выдержанного залегания с транспор­тированием руды по почве залежи (при небольших углах паде­ния используют любой транспорт, кроме электровозного).

Рудная подготовка обладает следующими достоинствами: до-разведка запасов руды, меньшие затраты на проведение вырабо­ток за счет реализации попутно добываемой руды, меньший об­щий объем подготовительных выработок, так как они проведе­ны достаточно близко к очистным блокам.

Рис. 6.4. Схема комбинированной подготовки рудной залежи: 1 — рудное тело; 2 - породы лежачего бока; 3 — штрек лежачего бока; 4 — погрузочный орт; 5 — этажный вскрывающий квершлаг; 6 — буровые подэтажи; 7 — выработка вентиляционного горизонта; 8 — блоковый восстающий; 9 — сбойки восстающего с подэтажами; 10 — пункты пог­рузки; 11 — штрек висячего бока

К недостаткам рудной подготовки можно отнести проведе­ние подготовительных выработок в зоне влияния очистных ра­бот (например, вблизи них осуществляют взрывную отбойку), что требует увеличения затрат на их сохранение; оставление вок­руг рудных подготовительных выработок ограждающих цели­ков, которые вообще не отрабатывают или извлекают с боль­шими потерями руды.

Полевую подготовку используют в некоторых случаях при выемке руды с обрушением налегающих пород.

Достоинствами этой подготовки являются размещение под­готовительных выработок на удалении от очистных работ и вследствие этого лучшая их сохранность; меньшие потери руды в целиках; более прямолинейная трассировка выработок, обес­печивающая сравнительно быстрое движение транспорта.

К недостаткам полевой подготовки можно отнести больший общий объем подготовки из-за наличия подходных выработок к рудному телу; увеличение затрат на проведение выработок из-за отсутствия в них попутной добычи руды.

Комбинированная подготовка наиболее распространена при разработке месторождений вследствие своей гибкости по сравнению с рудной и полевой. Она сочетает в себе их достоин­ства и недостатки (рис. 6.4).

Вопросы для проверки

1. Виды и назначения подготовительных выработок.

2. В каких случаях применяют рудную подготовку?

3. Когда целесообразна полевая подготовка?

7. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

Подземная разработка руд невозможна без проведения гор­ных выработок. Поэтому рост добычи, особенно с увеличением глубины разработки, сопровождается все возрастающими объе­мами проходки. В настоящее время в нашей стране проходят в год около 25 км вертикальных стволов и проводят более 20 тыс. км горизонтальных и наклонных выработок, из которых более 80 % — в крепких горных породах. Это требует дальнейше­го совершенствования методов проходки, повышения уровня и комплексности механизации работ, роста профессионального мастерства рабочих.

7.1. ГОРНОЕ ДАВЛЕНИЕ. ФОРМА, РАЗМЕРЫ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК И ВИДЫ КРЕПЕЙ

Нетронутый породный массив находится в равновесном состоянии. Внутри него существуют поля естественных напря­жений, главным возбудителем которых служит гравитация (сила тяжести). Поэтому с глубиной величина естественных напряжений, вызванных давлением налегающих пород, воз­растает. Кроме того, в нетронутом массиве возникают напряже­ния, вызванные тектоническими процессами, т. е. перемещения­ми друг относительно друга участков земной коры.

После проведения подземных выработок горное давление проявляется в виде деформации и разрушения массива на конту­рах выработок, сдвижения в сторону открытого пространства или даже обрушения отдельных, а иногда и значительных объе­мов пород. Если выработки пройдены в хрупких породах, то на границах обнажения такие породы под воздействием высо­кого горного давления могут внезапно разрушаться в значитель­ных объемах. Причем разрушение иногда сопровождается эф­фектом, похожим на взрыв, и называется горным ударом, если оно охватывает большие объемы массива.

Характер и сила проявлений горного давления зависит не только от его величины и физических свойств горных пород (крепости, упругости, пластичности, хрупкости и т. п.), но и от формы и размеров выработок, их положения в простран­стве, а также времени существования.

В свою очередь, форма, размеры, положение в простран­стве, время существования выработок определяются их наз­начением.

Наиболее устойчива круглая форма поперечного, сечения выработок с гладким контуром, но проведение ее очень трудо­емко. Поэтому круглыми делают, как правило, выработки длительного срока существования, в первую очередь, верти­кальные стволы, а в слабых породах иногда и главные откаточ­ные горизонтальные выработки (например, на шахтах Никополь-Марганецкого бассейна).

Горизонтальные и наклонные выработки имеют, как прави­ло, в устойчивых породах сечения прямоугольное и в виде сво­да, в недостаточно устойчивых — трапециевидное, так как для организации перемещения людей и грузов необходима плоская подошва выработок.

Размеры поперечного сечения определяют, исходя из усло­вий безопасного перемещения по выработкам применяемого оборудования, пропуска необходимого количества воздуха для проветривания рабочих мест. Кроме того, необходимо учитывать, что размеры поперечного сечения выработки, особен­но ее ширина, не могут быть больше определенной величины — допустимого пролета, который зависит от устойчивости окру­жающих пород к обнажению. Площадь поперечного сечения стволов изменяется от 12 до 60 м2, что для круглого сечения соответствует диаметру ствола от 4 до 9 м. Площадь попереч­ного сечения горизонтальных и наклонных выработок, в зависи­мости от их назначения может изменяться от 4 до 20—25 м2.

Чем длительнее срок службы выработки, тем больше накап­ливается в массиве вокруг нее различного рода разрушений, которые могут вывести выработку из строя и повлечь за собой аварии и жертвы. Поэтому осуществляют крепление выработок для обеспечения безопасных условий работ и необходимого срока их службы.

Для капитальных выработок, которые должны сохраняться много лет, применяют крепь из монолитного, реже из сборного бетона и железобетона, причем чем больше горное давление и чем слабее породы, тем толще крепь. Круглые стволы в сла­бых обводненных породах крепят чугунными тюбингами.

Для горизонтальных и наклонных выработок в устойчивых породах применяют легкое крепление в виде тонкого слоя бетона, наносимого на стенки набрызгом и иногда усиливаемого металлической сеткой для предотвращения выпадения отдель­ных кусков породы из кровли и стенок. Иногда крепление в них вообще отсутствует. Если кровля таких выработок нару­шена трещинами или имеет слоистый характер, используют анкерное крепление в виде зацементированной или заклиненной в шпурах металлической арматуры, к которой снаружи прикреп­ляются опорные пластины.

Для крепления выработок с небольшим сроком службы и при недостаточной устойчивости пород применяют деревянную крепь различных конструкций из-за ее относительной дешевиз­ны, простоты установки, стойкости к воздействию агрессивных шахтных вод, а также крепь из металлических профилей, особен­но в условиях значительных деформаций массива.

Вопросы для проверки

1. От чего зависит выбор формы и размеров поперечного сечения горных выработок?

2. Основные виды крепи горных выработок.

7.2. ПРОХОДКА ВЕРТИКАЛЬНЫХ ШАХТНЫХ СТВОЛОВ

Вскрытие месторождений во многих случаях осуществля­ют вертикальными стволами. Они открывают доступ к рабочим горизонтам по кратчайшему пути, спуск и подъем грузов по ним наиболее удобен, и затраты на эти операции невысоки. При большой глубине разработки вскрытие вертикальными стволами может быть единственно возможным. Примерно 95 % вертикальных стволов в крепких породах закреплены бе­тоном и имеют круглое поперечное сечение.

По глубине ствола выделяют несколько его частей (рис. 7.1). Устье — верхняя часть ствола от земной поверхности до корен­ных (т.е.не затронутых разрушением) пород глубиной 10—30 м. Крепь устья одновременно служит фундаментом для надшахт­ных сооружений. Далее ствол делят на звенья длиной 10-40 м каждое, на границе между которыми устраивают опорные венцы для поддержания крепи звена. На уровне рабочих гори­зонтов оборудуют сопряжения ствола с горизонтальными выра­ботками. Нижняя часть ствола называется зумпфом и служит для сбора воды, поступающей в ствол, улавливания руды, про­сыпающейся из подъемных сосудов.

Проходку ствола ведут в несколько этапов. Перед ее нача­лом подготавливают территорию и оснащают промышленную площадку шахты проходческим оборудованием.

Для ускорения работ проходку устья ствола и его крепление с применением передвижного оборудования ведут одновременно.

Над устьем ствола устанавливают временный копер, с кото­рого проходят устье и ствол на глубину около 60—80 м — так называемый технологический отход, необходимый для навески в стволе комплексов проходческого оборудования для последующей проходки. После завершения технологичес­кого отхода временный копер разбирают, а не его место надви­гают и затем оборудуют проходческий копер, заблаговременно смонтированный. На этом начальный период проходки ствола, который длится от 6 мес до 1,5 года, заканчивается.

В дальнейшем в стволе монтируют проходческий полок, подвешиваемый к проходческой лебедке на поверхности. Это сложное сооружение состоит из двух и более этажей. Верхний этаж — предохранительный, он защищает забой ствола от паде­ния случайных предметов и служит для натяжения направляю­щих канатов, по которым движутся подъемные сосуды. На нижних этажах размещают вентиляторы для проветривания за­боя ствола, лебедки для забойного оборудования, промежуточные

Рис. 7.1. Схема шахтного ствола: 1 — устье; 2 — наносы; 3 — коренные поро­ды; 4 — опорный венец; 5 — звено ствола (между соседними опорными венцами); 6 — сопряжение ствола с горизонтальными выработками; 7 — зумпф

Рис. 7.2. Схематичные изображения возведе­ния бетонной крепи (а), бурения шпуров (б) и уборки породы и подготовки к воз­ведению крепи (в) при проходке ствола:

1 — проходческая бадья; 2 — подвесной полок; 3 — бетонная крепь; 4 — бетоновод; 5 — передвижная опалубка; 6 — отбитая порода; 7 — грейферный погрузчик; 8 — пер­форатор; 9 — шпуры

емкости для откачки воды. С нижних этажей можно возво­дить постоянную крепь ствола. Под проходческим полком, над забоем, подвешивают агрегаты для бурения шпуров (если они используются) и погрузки взорванной массы, светильники и т. д. Проходческий полок снабжен гидродомкратами для фик­сации его в стволе. В нем, кроме того, оборудованы отверстия для пропуска подъемных сосудов — бадей, огражденные растру­бами, а также отверстия для пропуска вентиляционных и других труб, кабелей, спасательной лестницы, на которой поднимают в аварийных случаях проходчиков из забоя.

Когда проходческий полок смонтирован и оборудован, начинают проходку основной части ствола. Технология про­ходки состоит в отбойке горной массы с использованием буро­взрывных работ, уборке взорванной массы из забоя с выдачей ее в бадьях на поверхность и возведении постоянной крепи ствола (рис.7.2).

В связи с необходимостью периодического взрывания пород проходческие работы организованы циклично. В каждом цикле работ последовательно выполняют отбойку, уборку породы и крепление ствола. За цикл (т. е. после каждого взрывания) забой ствола подвигается обычно на 2—3,5 м. Продолжитель­ность цикла — 2—4 смены. Работы ведут комплексные бригады, выполняющие все виды операций по проходке.

Буровзрывные работы. При проходке стволов в крепких породах Они составляют 30—40 % всего времени проходки и тре­буют до 50-60 % трудовых затрат. Отбойку породы осущест­вляют шпурами глубиной от 1,5 до 3 м. Размещение шпуров в забое определяется в соответствии с проектным докумен­том — паспортом буровзрывных работ. Так как стволы имеют круглое поперечное сечение, шпуры в забое располагают по нес­кольким концентрическим окружностям. Расстояние между соседними окружностями тем меньше, чем крепче породы, и составляет 0,6—0,9 м, такое же расстояние между шпурами на одной окружности. Оконтуривающие шпуры пробуривают на 10—20 см от стенок ствола, а расстояние между ними прини­мают на 20 % меньше, чем между другими шпурами. В центре поперечного сечения ствола располагают на окружности самого малого диаметра (обычно 1,7—2,3 м) так называемые врубо­вые шпуры. В отличие от других шпуров, перпендикулярных плоскости забоя, врубовые шпуры бурят под таким углом к плоскости, чтобы в глубине они сходились к центру сечения ствола. Назначение врубовых шпуров, взрываемых в первую очередь, заключается в создании дополнительной обнаженной поверхности в массиве, облегча­ющей его разрушение при взры­ве других шпуров (рис. 7.3).

Рис. 7.3. Схема расположения шпу­ров при проходке ствола:

О — вид на забой сверху; б — раз­рез по оси ствола; 1 — врубовый шпур; 2 — круговой шаблон для разметки шпуров.

Шпуры бурят ручными пер­фораторами массой 22—30 кг. Разметку шпуров в забое произ­водят с помощью специальных круговых шаблонов в виде штанги, вращающейся вокруг оси, вставленной в шпур в центре поперечного сечения ствола.

В настоящее время находят широкое применение установки для механизированного бурения шпуров в стволах с использо­ванием одновременно несколь­ких бурильных машин. Буриль­ные установки подвешивают к проходческому полку и приме­няют в комплексе с породопог­рузочными машинами.

Для заряжания шпуров ис­пользуют патронированные прес­сованные взрывчатые вещества (ВВ) типа аммонита или жидкие льющиеся ВВ типа акванита. При использовании последних шпуры заряжают с применением специальных установок, повышающих производительность труда проходчиков на заряжании в 2—2,5 раза по сравнению с ручным заряжанием шпуров патронированными ВВ.

Для возбуждения взрыва заряда шпуров в стволах использу­ют только электрическое инициирование посредством электродетонаторов от сети с напряжением 220—380 В.: Перед взрывани­ем все механизмы поднимают из забоя к проходческому полку.

После взрывания ствол проветривают одним вентилято­ром, нагнетающим свежий воздух по трубам в забой, или двумя вентиляторами, один из которых нагнетает в забой свежий воз­дух, поступающий по стволу, а второй — отсасывает загрязнен­ный воздух, который по металлическим трубам диаметром до 1 м отводится на поверхность. В глубоких стволах второй спо­соб наиболее приемлем, так как позволяет сократить время про­ветривания с 1 ч до 20 мин.

По окончании проветривания обирают незакрепленные стен­ки ствола от заколов, ремонтируют поврежденную временную крепь и т. д., затем начинают уборку породы.

Уборка взорванной породы. Она заключается в механизи­рованной погрузке породы в бадьи и подъеме на поверхность. В стволах, проходимых в крепких породах, время и трудозат­раты на ее уборку составляют соответственно 30-50 % и 40 %.

При проходке неглубоких стволов или стволов небольшого (до 4,5 м) диаметра для погрузки взорванной породы приме­няют грейферные пневматические погрузчики с ручным вожде­нием типа КС-3. Пневмопогрузчик состоит из шестилопастного грейфера, пневмоподьемника и водила с рукоятками. Правая рукоятка предназначена для управления грейферами, левая пневмоподъемником. Пневмопогрузчик на канате подвешива­ют к пневматической лебедке, устанавливаемой на проходчес­ком полке.

Грейферные погрузчики с ручным вождением просты в эксплуатации. В забое можно использовать одновременно два-три таких погрузчика, однако они малопроизводительны и требуют при вождении значительных физических усилий.

Поэтому в стволах с большой площадью поперечного сече­ния все шире применяют породопогрузочные машины с механи­зированным вождением и грейфером вместимостью до 1 м3. Эти машины монтируются под проходческим полком, и управ­ляет ими машинист из кабины. В настоящее время созданы об­разцы погрузочных машин, оборудованных ковшом на стреле. Иногда для уборки породы в стволе применяют ковшовые погрузочные машины на гусеничном ходу.

Крепление стволов. Наиболее распространенным, экономич­ным и наименее трудоемким является крепление монолитным быстротвердеющим бетоном. Бетон подают в ствол по трубам, поэтому крепление почти полностью механизировано. Толщина бетонной крепи составляет 0,2—0,3 м.

Для возведения крепи из бетона применяют передвижную металлическую опалубку высотой до 4 м. Опалубку подвеши­вают под проходческим полком на собственных или направляю­щих канатах. В современных технологических схемах проходки возведение крепи начинают после отбойки породы и приведения ствола в безопасное состояние. Взорванную массу перед этим планируют и частично убирают таким образом, чтобы между ее поверхностью и нижним краем ранее возведенной крепи оставалось расстояние, равное высоте опалубки. После установ­ки опалубки за нее нагнетают бетон.

Если стволы пройдены в крепких устойчивых породах, крепление можно осуществлять без опалубки, набрызгивая бетон на стенки слоем толщиной 8—15 см.

На эффективность проходки большое влияние оказывают притоки воды в забой. Для борьбы с водопритоками приме­няют откачку воды из забоя, улавливание и откачку на поверх­ность воды, стекающей по стенкам ствола, а также предвари­тельную (опережающую) цементацию пород на обводненных участках.,

При небольших притоках в забой (до 8—10 м3/ч) воду от­качивают забойными насосами в бадьи и выдают на поверхность вместе с породой. При больших притоках ее откачивают на поверхность по трубам. Если глубина ствола значительная, то по его длине устраивают перекачные насосные станции.

Для улавливания воды, стекающей по стенкам ствола, ус­траивают водоулавливающие кольца, вода из которых стека­ет в водосборник и откачивается на поверхность.

Если ствол пересекает сильно обводненные породы, то пе­ред дальнейшей проходкой из забоя бурят скважины и по ним нагнетают в породу цементный раствор, который закупоривает водопроводящие трещины.

Процессом, завершающим строительство ствола, является его армирование, т. е. создание в стволе по всей его длине прост­ранственной стержневой системы для обеспечения направлен­ного движения подъемных сосудов с заданной скоростью. Эле­менты армировки используют для закрепления проходящих по стволу труб и кабелей различного назначения, оборудования в стволе ходовых отделений, оснащенных лестницами для аварийного выхода людей на поверхность.

Основные конструктивные элементы армировки — расстре­лы и проводники. Расстрелы — балки (металлические, реже железобетонные и деревянные), расположенные в одной гори­зонтальной плоскости (ярусе), закрепленные в стенках ствола и при необходимости жестко соединенные между собой. Ярусы расстрелов располагают по длине ствола через несколько мет­ров. Расстрелы делят поперечное сечение ствола в плане на несколько отделений, число и размеры которых зависят в первую очередь от числа и поперечного сечения используемых в стволе подъемных сосудов. Проводники - непрерывные вер­тикальные плети, составленные из отдельных деревянных брусь­ев или металлических профилей, прикрепленных к расстрелам в каждом ярусе. Они служат для обеспечения строго направлен­ного движения в стволе подъемных сосудов (по ним скользят направляющие устройства этих сосудов — скипов или клетей).

Армирование ствола для большей безопасности и для повы­шения производительности труда обычно осуществляют после завершения проходки.

Последнее время начали применять так называемое эластич­ное армирование. Расстрелы при этом не устанавливают, а про­водниками являются канаты, натянутые посредством грузов в зумпфе ствола. На каждый подъемный сосуд навешивают, как правило, по четыре проводниковых каната, а между дви­жущимися сосудами — еще и отбойные канаты для предотвра­щения столкновения или зацепления этих сосудов при движении. Эластичное армирование применяют, если скорость подъемных сосудов не превышает 12 м/с.

Специальные способы проходки стволов применяют в слож­ных гидрогеологических условиях. Наиболее широко использу­ют проходку с замораживанием неустойчивых водонасыщенных пород (плывунов), а также проходку с предварительным там­понированием (цементацией или битумизацией) сильно трещи­новатых водонасыщенных пород. В обоих случаях основной целью является ограждение забоя ствола от больших притоков воды, а при замораживании — еще и повышение устойчивости пород. К специальным способам проходки может быть отнесено также бурение шахтных стволов.

При проходке с замораживанием вокруг ствола по ок­ружности бурят скважины на расстоянии 0,8—1,1 м друг от друга. В них опускают трубы, по которым с поверхности нака­чивают в скважины рассол (насыщенный раствор солей), охлаж­денный до температуры —20°--25 °С. Затем рассол, нагретый

породами, из скважины по кольцевому пространству между трубой и стенками скважины вытесняется на поверхность, где охлаждается вновь (например, с помощью жидкого аммиака), после чего опять нагнетается в скважины. Постепенно отбирая тепло у пород, рассол охлаждает и затем замораживает их до температуры около —10 °С. Вокруг ствола таким образом создают стенку из замороженной породы — ледопородный цилиндр, предел прочности которого на сжатие может достигать 10-15 МПа. Процесс замораживания пород до нужной темпера­туры длится несколько недель.

После возведения ледопородного цилиндра под его защитой начинают проходку ствола. Технология проходки отличается от обычной тем, что выемку породы осуществляют, как правило, механическим способом с использованием пневматического инструмента (например, отбойных молотков). Буровзрывные

работы производят редко и с осторожностью, чтобы не нарушить сплошность ледопородной стенки. Для крепления применяют обычно быстротвердеющий бетон, подогретый до 25—30 °С, или чугунные тюбинги.

Когда проходка ствола завершена, замороженные породы оттаивают подогретым рассолом, подаваемым в те же скважины. Скорость оттаивания не должна превышать 2-3 °С в сутки, чтобы не вызвать опасных деформаций крепи.

Тампонирование пород при проходке ведут через скважи­ны. Оно может быть предварительным (осуществляется с по­верхности) и последовательным. В последнем случае породы тампонируют из забоя ствола после завершения проходки каж­дого его участка. Сильно трещиноватые крепкие породы там­понируют цементным растворам. При наличии в породах пустот или крупных трещин целесообразно применять для тампониро­вания глинистый раствор или горячий битум.

Бурение шахтных стволов применяют, как правило, в мяг­ких и средней крепости обводненных и нередко неустойчивых породах, в которых другие способы проходки малопроизводи­тельны и трудоемки. Затраты на бурение стволов довольно высоки, однако применение этого способа позволяет полностью механизировать проходку и вывести людей из забоя ствола на поверхность. В нашей стране бурением пройдены десятки километров стволов, причем наибольшая глубина ствола, прой­денного этим способом, составляет более двух километров.

Стволопроходческие бурильные установки имеют различные конструкции и принцип действия. В основном применяют уста­новки роторного, колонкового и реактивно-турбинного буре­ния, причем рабочим инструментом у них являются шарошечные долота. Роторными установками бурят по центру ствола опе­режающую скважину диаметром 600 мм (пилот-скважину), и затем разбуривают ее на полное поперечное сечение с помощью расширителей до диаметра 7,5—8,75 м. Скорость проходки ствола составляет до 50 м/мес. Колонковое бурение стволов осуществляют кольцевым забоем по периметру ствола, а остав­шуюся нетронутой среднюю часть забоя в виде колонки, назы­ваемую керном, периодически через 3—5 м отрывают от масси­ва посредством гидродомкратов и выдают на поверхность; скорость проходки при этом достигает 150 м/мес.

Довольно широкое распространение получили установки реактивно-турбинного бурения. Бурение на полное попе­речное сечение ствола ведут комплексом, состоящим из двух и более агрегатов, шарошечные долота которых приводятся во вращение с помощью турбин, а турбины вращаются под напором промывочной жидкости. Скорость проходки составляет до 10 м/мес.

Промывочную жидкость применяют при всех способах бурения стволов. Она представляет собой тяжелый глинистый раствор, посредством которого выносятся на поверхность из забоя частицы породы, разрушенной шарошечными доло­тами, охлаждается рабочий инструмент и защищаются от обру­шения стенки ствола.

Крепление ствола обычно осуществляют только по оконча­нии бурения на полную глубину. Однако созданы самоходные стволопроходческие агрегаты, при использовании которых ствол бурят секциями на полное поперечное сечение выдвижным (телескопическим) рабочим органом с опускающегося полка, распираемого гидродомкратами в стволе на время бурения. Крепление ствола ведут с полка вслед за его проходкой. Ско­рость проходки готового ствола достигает 130-170 м/мес.

Углубка шахтных стволов. Углубку выполняют, как правило, не останавливая работы в действующей части ствола. По этой причине операции по углубке стволов труднее механизировать, и доля ручного труда здесь довольно значительна.

Для углубки стволов применяют в зависимости от условий различную технологию. При большой величине углубки, значительных водопритоках в ствол и отсутствии выработок на ниж­них горизонтах работы осуществляют сверху вниз под защитой предохранительного целика или искусственного перекрытия в зумпфе действующей части ствола.

При наличии выработок на нижних горизонтах и относи­тельно небольшой (до 150—200 м) глубине углубку ствола можно вести снизу вверх. Достоинства такого способа заклю­чаются главным образом в том, что отбитая порода под действи­ем собственного веса поступает вниз к местам погрузки в транс­портные средства, так же как и вода из забоя, поэтому нет необходимости в специальном проходческом подъеме и во­доотливе.

Технико-экономические показатели проходки стволов. Ос­новными из них являются скорость проходки готового ствола (м/мес) и производительность труда проходчиков (м3/чел-смену). В нашей стране абсолютный рекорд скорости проходки вертикальных стволов установлен в Донбассе в 1969 г. и сос­тавляет 401 м/мес. На рудниках, разрабатывающих металличес­кие руды, стволы проходят в более крепких породах, поэтому скорости проходки ниже. Так, на Норильском горно-металлургическом комбинате в начале 1984 г. бригада СМ. Прокофьева при проходке ствола глубиной 1200 м достигла скорости 104 м/мес. В Кривбассе, на руднике им. 1 Мая, в 1971 г. пройде­но 160 м ствола в месяц, при этом производительность труда составила 5,9 м3/чел.-смену. Ствол шахты "Северо-Песчанская" на Урале глубиной более 600 м в 1972 г. был пройден с макси­мальной скоростью 182 м/мес при производительности труда проходчиков до 9 м3/чел .-смену.

Средние скорости проходки стволов значительно ниже рекордных, так как они зависят от глубины стволов, условий проходки на различных участках, от многих организационных факторов.

Стволы — чрезвычайно дорогостоящие сооружения. Затраты на их проходку составляют сотни тысяч и даже миллионов руб­лей. Стоимость проходки 1 м3 готового ствола может быть равна 100 руб. и более.

Вопросы для проверки

1. Каковы части шахтного ствола и их назначение?

2. Этапы проходки ствола.

3. Особенности бурения шпуров при проходке стволов.

4. Какое оборудование используют на уборке взорванной массы?

5. Каким образом возводят бетонную крепь ствола?

6. Зачем нужно армирование ствола и из чего состоит его армировка?

7. Особенности проходки стволов с замораживанием.

8. Какими способами осуществляют углубку стволов?

7.3. ПРОВЕДЕНИЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

К горизонтальным горным выработкам относят штольни, квершлаги, штреки, орты и т. д.

Горизонтальные выработки проводят, как правило, сразу на всю площадь поперечного сечения. Наиболее распространен буровзрывной способ проведения. Однако в мягких и средней крепости породах выработки проводят с использованием про­ходческих комбайнов с механическим породоразрушаюшим инструментом.

Организация проходческих работ при взрывной отбойке породы - циклическая из-за необходимости приостанавли­вать периодически проходку на время взрывания и проветри­вания. Работы ведут комплексные бригады, все члены которых имеют по несколько рабочих профессий и могут выполнять раз­личные операции. Бригада состоит из звеньев, работающих в различные смены в течение суток. За смену выполняют обычно по два-три проходческих цикла. Каждый цикл состоит из ряда последовательно выполняемых операций. Для более четкой организации работ за каждым рабочим закрепляют строго оп­ределенные операции. От точности и своевременности выполне­ния всех видов работ каждым членом бригады зависит соблю­дение сроков выполнения проходческого цикла, т. е. проект­ная скорость проходки выработки и в конечном итоге зарабо­ток проходчиков.

При проведении выработок несколькими забоями и исполь­зовании маневренного самоходного оборудования в бригаде может быть целесообразной специализация отдельных ее членов по видам работ (бурение шпуров, уборка породы, крепление и т. д.).

Основные производственные процессы при проведении гори­зонтальных выработок буровзрывным способом — бурение, заряжание и взрывание шпуров (отбойка породы), уборка от­битой породы, крепление выработки. Кроме того, в забое вы­полняют и такие вспомогательные работы, как настилка рель­сового пути (если он есть), наращивание трубопроводов для сжатого воздуха, воды и вентиляционных, электрических кабе­лей, навеска контактного провода для электровозного транс­порта и т. п.

Отбойка породы. При буровзрывной отбойке наиболее важ­ной операцией является точная разметка шпуров в забое. На пе­редовых рудниках для этого применяют специальные шаблоны.

Так же, как при проходке стволов, в центре располагают врубовые шпуры, которые взрывают в первую очередь, и соз­дают в массиве полость, облегчающую разрушение породы на остальной площади забоя. Но в отличие от стволов врубовые шпуры при проведении горизонтальных выработок бурят па­раллельно оси выработки (прямые призматические врубы), чтобы уменьшить отброс породы от забоя (иначе уборка ее труднее). Некоторые врубовые шпуры не заряжают на часть длины или полностью, чтобы создать пространство для сдви­жения в их сторону разрушаемой другими шпурами породы. Шпуры по периметру выработки немного наклоняют в сторону от ее оси к массиву, чтобы поперечное сечение выработки не су­жалось при проведении. Чем чаще расположены шпуры по пе­риметру выработки, тем глаже ее контур (гладкое контурное взрывание) и тем устойчивее выработка к воздействию горного давления.

Для бурения шпуров применяют ручные перфораторы с мас­сой до 25 кг типа ПР-20 и ПР-25 на пневмоподдерживающих ко­лонках. Все чаще при проведении выработок используют само­ходные бурильные установки. Для проведения выработок под рельсовый транспорт используют самоходные бурильные установки, как правило, на рельсовом ходу типа СБКНС-2, БУР-2 и другие. Горизонтальные выработки, в которых не предусмотрен рельсовый транспорт, проводят с использованием установок на гусеничном (типа СБУ-2М) или пневмошинном (типа СБКН-2П) ходу. Каждая такая бурильная установка обуривает с одного места забой площадью от 7 до 25 м2, глубина шпуров до 4 м.

Заряжание шпуров, как правило, механизированное с приме­нением сыпучих гранулированных взрывчатых веществ (ВВ); реже шпуры заряжают вручную патронированными ВВ. Шпуры взрывают постепенно с миллисекундным замедлением от центра забоя (врубовые шпуры) к его границам. Забой проветривают после взрыва в течение 10—15 мин, обычно отсасывая загрязнен­ный воздух по трубам вентиляторами местного проветривания, установленными недалеко от забоя.

Уборка отбитой породы. Это один из основных процессов проходческого цикла, требующий до 40—50 % всех трудозатрат. Уборку породы начинают после окончания проветривания забоя и приведения его в безопасное состояние. Отбитую породу с помощью погрузочных машин грузят непосредственно или через конвейеры-перегружатели в вагоны электровозного транс­порта или в самоходные вагоны на шинном ходу.

Для погрузки породы в рельсовый транспорт применяют ковшовые погрузочные машины с задней разгрузкой типа ППН. При прямой разгрузке в вагон необходимо каждый раз обме­нивать загруженный вагон на порожний на специальных разминовках, расположенных недалеко от забоя. При использовании конвейера-перегружателя можно загружать партию вагонов, что существенно сокращает затраты времени на обмен вагонов.

Кроме ковшовых погрузчиков широко используют также погрузочные машины непрерывного действия с нагребающими лапами типа ПНБ.

При проведении выработок без рельсового пути все шире применяют комплексы из погрузочных машин на гусеничном или пневмоколесном ходу и автосамосвалов либо самоходных вагонов типа ВС, а также ковшовые погрузочно-доставочные машины типа ПД или ПТ (рис. 7.4).

Рис. 7.4. Схемы проведения горизонтальной выработки с использованием самоходного оборудования:

а — бурение шпуров и возведение крепи; б — уборка отбитой массы; 1 — бурильная установка; 2 — постоянная крепь; 3 — отбитая порода; 4 — погрузочная машина с нагребающими лапами; 5 — автосамосвал

Крепление выработок составляет в некоторых случаях до 30 % трудозатрат на их проведение. Оно почти не влияет на скорость проведения выработок, так как осуществляется парал­лельно с бурением шпуров и уборкой породы с отставанием от забоя, за исключением проведения выработок в неустойчи­вых породах, когда крепление необходимо выполнить до нача­ла уборки отбитой породы. Бетонную крепь возводят с по­мощью передвижной или сборной металлической или деревян­ной опалубки, подавая бетон за нее по трубам. Широко исполь­зуют безопалубочную бетонную крепь набрызгом на стенки вы­работок бетона слоем 5-20 см посредством установок типа БМ, работающих на сжатом воздухе. Кроме того, в трещиноватых породах используют анкерную крепь, иногда в сочетании с набрызг-бетоном.

Настилку путей осуществляют вслед за подвиганием забоя, совмещая ее, как правило, с бурением шпуров после уборки породы. Сначала укладывают временный путь, а после проведе­ния выработки или параллельно с отставанием от забоя заменя­ют временные пути на постоянные.

Технико-экономические показатели проведения горизонталь­ных выработок, особенно рекордные, значительно выше, чем при проходке стволов. Например, на рудниках Кривбасса дос­тигнута скорость 773,6 м/мес (1975 г., бригада В.В. Сидорука),

производительность труда проходчиков при этом составляла 8,4 м3/чел-смену. В цветной металлургии в начале 80-х годов показатели еще выше: на ПО "Ачполиметалл" в Казахстане скорость проведения выработок составляла 1034,6 м/мес при производительности труда проходчика 46,8 м3/чел-смену (бри­гада Я.М. Ромаха); в ПО "Дальполиметалл" на Дальнем Восто­ке — 1334 м/мес при производительности труда 25,2 м3 /чел-сме­ну (бригада В.Н- Журавко); на Хрустальненском горно-обога­тительном комбинате — 1502,8 м/мес при производительности труда 36,4 м3/чел-смену (бригада А.К. Куприянова).

Вопросы для проверки

1. Организация проведения горизонтальных выработок. Последо­вательность выполнения работ.

2. Основные виды оборудования для бурения шпуров и уборки гор­ной массы.

7.4. ОСОБЕННОСТИ ПРОВЕДЕНИЯ НАКЛОННЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК

К таким выработкам относят наклонные стволы, съезды и уклоны для самоходного оборудования. Их проведение при угле наклона менее 45° имеет много общего с проведением горизонтальных выработок, однако есть и свои особенности, главным образом проявляющиеся при уборке породы. Выработ­ки с наклоном более 45° проходят как вертикальные стволы или восстающие. При углах наклона менее 8—12° проведение нак­лонных выработок аналогично проведению горизонтальных.

Проходку осуществляют сверху вниз, снизу вверх или ком­бинированным способом одним или несколькими забоями. При проходке сверху вниз удобнее выдавать отбитую породу и пе­ремещать машины, однако в забое скапливаются вода и буровой шлам, что затрудняет ведение работ. При восходящей проходке забой остается сухим, однако сложнее транспортировать породу из забоя и, кроме того, необходимо наличие выработок на нижележащем горизонте. Комбинированную проходку исполь­зуют для ускорения скорости проведения выработок.

Шпуры бурят главным образом ручными перфораторами на пневмоподдержках, так как применение самоходных бурильных установок в наклонных забоях затруднено. При проходке свер­ху вниз бурение и заряжание нижних шпуров связано с труднос­тями, так как они заливаются водой, скапливающейся в забое, и забиваются илом. Поэтому нередко в таких случаях проходку

78 осуществляют уступом, и в нижнем уступе породу отбивают шпурами, пробуренными перпендикулярно к почве выработки.

Погрузку отбитой породы при углах наклона более 8—12° выполняют с использованием погрузочных машин, специально приспособленных для работы в наклонных выработках, глав­ным образом скреперными грузчиками. При этом погрузоч­ные машины обычно перемещаются с помощью канатных ле­бедок.

Породу выдают из забоя скипами (при углах более 30°, при этим скипы, в отличие от применяемых в вертикальных стволах, колесные и движутся по рельсам), клетями, конвейерами (при углах менее 18°) или автотранспортом (при углах менее 8-12°).

При проходке наклонных стволов под углом менее 45° с поверхности устье ствола на глубину 6—14 м по вертикали сооружают открытым способом в траншее, засыпая ее после возведения крепи устья.

Скорость проведения наклонных выработок ниже, чем гори­зонтальных, особенно при углах наклона более 8—12°, и сос­тавляет до 100—120 м/мес при восходящей выемке и 40— 50 м/мес при нисходящей. Производительность труда проход­чиков редко превышает 4—6 м3 /чел-смену.

Вопрос для проверки

Преимущества и недостатки проходки наклонных выработок сверху вниз и снизу вверх?

7.5. ПРОХОДКА ВОССТАЮЩИХ

Восстающие имеют, как правило, прямоугольное поперечное сечение, рудоспуски и породоспуски — круглое. Высота восста­ющих может достигать 100 м и более, рудоспусков — сотен метров.

Проходку восстающих ведут снизу вверх обычным (немеха­низированным) способом или с применением механизированных проходческих комплексов типа КПВ и КПН, а также бурением. В некоторых случаях восстающие проходят секционным взры­ванием глубоких скважин.

При обычном способе восстающие проходят снизу вверх с использованием мелкошпуровой отбойки. Шпуры бурят телескопными перфораторами со специальных полков под забоем. Отбитая порода падает по восстающему вниз, где гру­зится с почвы выработки в транспортные или доставочные средства.

Рис. 7.5. Схематичные изображения оборки забоя от заколов (а), наращи­вания монорельса и бурения шпуров (б), производства взрывных работ (в) и проветривания забоя перед уборкой отбитой породы (г) при про­ходке восстающего механизированным комплексом типа КПВ-1Б:

1 — рабочий полок; 2 — кабина; 3 — монорельс; 4 — шланговая лебедка

Постоянную крепь, если она предусмотрена проектом, возводят с отставанием от забоя (крепь обычно деревянная или металлическая с деревянной обшивкой). Если восстающий пред­назначен только для вентиляции или для перепуска руды, поро­ды, его обычно не крепят, а на время проходки возводят вре­менную крепь, снимаемую после завершения проходки. Ско­рость проходки восстающих при данной технологии составляет 30—60 м/мес, производительность труда — 1,5-2,5 м3/чел-смену.

Проходку восстающих механизированными комплек­сами типа КПВ (для вертикальных восстающих) или КПН (для наклонных) осуществляют на рудниках, разрабатывающих металлические руды в значительных объемах в достаточно ус­тойчивых породах.

Технология проходки заключается в следующем. Самоход­ный полок подводят под забой, бурят с его рабочей платформы телескопными перфораторами шпуры и заряжают их. Затем отводят самоходный полок в монтажную камеру, взрывают шпуры и проветривают забой. После проветривания забоя и уборки породы полок поднимают, обирают забой от заколов, наращивают при необходимости монорельс и вновь приступают к бурению шпуров. Проветривание восстающего производят сжатым воздухом, а загрязненный воздух отсасывают от устья вентилятором (рис. 7.5).

Глубина восстающих, проходимых с помощью комплексов КПВ или КПН, составляет обычно 60-100 м, месячная скорость

80 проходки — сотни метров, производительность труда — до 9—16 м3/чел-смену. Например, на Тырныаузском комбинате на Кавказе скорость проходки составляет 766 м/мес (бригада Ш.Я. Муллаева), а на ПО "Дальполиметалл" 1254 м/мес (брига­да Ю.И. Романова).

Бурение восстающих на подземных рудниках начали применять около двадцати лет назад. К настоящему времени созданы достаточно совершенные конструкции бурильных установок и бурового инструмента, позволяющие бурить вос­стающие диаметром 1—3 м и длиной до 300 м. Это весьма перс­пективное оборудование.

В большинстве случаев бурением проходят восстающие между двумя горизонтами. Наиболее распространена техноло­гия с бурением по оси восстающего опережающей скважины диаметром до 0,3 м на полную его длину с последующим ее расширением снизу вверх до проектного диаметра. По такому принципу работает отечественный комбайн 2KB, предназначен­ный для бурения восстающих диаметром 1,5 м и длиной до 80 м.

При использовании 1КВ1 восстающие бурят снизу вверх сразу на полный диаметр.

Из зарубежного оборудования наиболее удачными являют­ся установки для бурения восстающих американской фирмы "Роббинс".

Все установки для бурения восстающих перемещаются на рельсовом ходу и снабжены манипуляторами для механизации вспомогательных процессов. В качестве бурового инструмента в них использованы шарошки различных конструкций с зубка­ми из твердых сплавов.

Скорость проходки восстающих бурением достигает 3—4 м/смену, или 180-250 м/мес.

Проходка восстающих взрыванием глубоких скважин применяется для возведения главным образом рудо- и породо-спусков, вентиляционных восстающих без крепления.

Длина восстающих, проходимых взрыванием глубоких скважин, составляет 20—30 м, если скважины взрывают сразу по всей его длине (бессекционное взрывание), или до 50 м, ес­ли отбойку осуществляют по частям, секциям снизу вверх (секционное взрывание). Ограничение длины объясняется тем, что при ее увеличении взрывные скважины могут отклониться от заданного направления на 2—3 м. В таких условиях трудно выдержать и направление восстающего, форму его поперечного сечения.

Вопросы для проверки

1. Последовательность работ при проходке восстающих с примене­нием комплексов типа КПВ и КПН.

2. В чем преимущества проходки восстающих бурением перед дру­гими способами проходки?

7.6. ОСОБЕННОСТИ ПРОВЕДЕНИЯ КАМЕРНЫХ И НАРЕЗНЫХ ВЫРАБОТОК

Подземные камерные выработки расположены в основ­ном в околоствольных дворах шахтных стволов или вблизи них. Они отличаются большими размерами поперечного сече­ния (высота до 6-10 м, ширина до 7-14 м) и предназначаются для размещения крупногабаритного оборудования, мастерских, складов, других объектов, срок службы их довольно продол­жителен.

Камерные выработки, примыкающие к стволу, сопряжения, камеры устройств для загрузки скипов (дозаторные), иногда камеры подземных дробилок проводят в основном послойно, сверху вниз с использованием оборудования для проходки стволов. Отбитую в них породу скреперуют в ствол, откуда ее поднимают на поверхность. В таком же порядке возводят посто­янную крепь, как правило, бетонную или железобетонную, что обусловлено большими сроками службы таких выработок. Скорость проходки составляет в среднем 250—300 м3/мес, производительность труда проходчиков довольно низка — 1,2-1,6 м3/чел-смену.

Горизонтальные камерные выработки проводят почти так же, как штреки, квершлаги, но при большом поперечном сече­нии работы ведут либо узким забоем с последующим его расши­рением на полное сечение камеры, либо ступенчатым забоем на всю ширину камеры с отработкой уступов в нисходящем по­рядке. Крепление камер осуществляют сверху вниз.

Крутые или наклонные камерные выработки (рудные и по­родные бункера у стволов) проходят обычно в два приема. Сначала проходят восстающий снизу вверх по центру сечения, затем его расширяют и крепят сверху вниз.

Нарезные выработки проводят по руде в выемочных бло­ках и панелях. Они служат для обеспечения добычи руды и выполнения производственных процессов очистной выемки. К ним относятся выработки буровые, доставочные, для выпуска руды, отрезные восстающие, различные сбойки и т. д. Нарезные

выработки служат сравнительно недолго, только на время отра­ботки блока. Их нередко проводят выше откаточного горизон­та, который связан с ними только восстающими. В некоторые из таких выработок никогда не заходят люди.

В связи с этим нарезные выработки крепят менее осно­вательно, чем транспортные, или не крепят вообще. В них не проводят водоотливных канавок, почву и стенки оформляют менее тщательно. При проведении подэтажных выработок ис­пользуют для уборки руды, как правило, переносное оборудо­вание, а отбитую руду перепускают на откаточный горизонт по рудоспускам. Поэтому затраты на проведение нарезных выра­боток сравнительно небольшие и частично окупаются за счет попутной добычи руды.

Вопросы для проверки

1. Чем отличается технология проведения протяженных камер от про­ведения горизонтальных выработок?

2. Отличия проведения нарезных выработок от транспортных.

8. ОСНОВНЫЕ ПРОИЗВОДСТВЕННЬШ ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНЫХ РАБОТ

Очистные работы представляют собой комплекс взаимо­связанных производственных процессов по выемке руды из очистных забоев.

Очистные работы — главное звено стадии очистной выемки (см. разд. 3, рис. 3.1). 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.

8.1. 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 (см. разд. 4), 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, м /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, кондиционных.

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 годов. 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, обычно 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. 8.1).

Рис. 8.1. Схемы параллельного (в) и веерного (б) расположения взрыв­ных скважин при отбойке руды:

1 — скважины; 2 — буровые выработки; W — линия 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. Отбойку параллельными скважи­нами применяют на некоторых рудниках, в том числе на шахте им. Губкина в КМА.

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

85 параллельными скважинами тем, что вместо одной скважины в ряду бурят несколько близко расположенных (сближенных) скважин. Расстояние между ними 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 мощные перфораторы (веерные скважины), буро­вые станки с погружными пневмоударниками типа НКР-100М (параллельные, параллельно-сближенные и веерные скважины), самоходные бурильные установки (в основном веерные скважи­ны) , иногда станки шарошечного бурения типа БШ-145 (веерные скважины).

Заряжание скважин производят почти исключительно уста­новками для пневмозаряжания типа "Ульба", УЗДМ и т. д. Используют, как правило, гранулированные ВВ.

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 дестяков 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, так как на проветривание после них затрачивается до 20 ч. 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 в 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, так как 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, так как 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. 8.2). 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.

Рис. 8.2. Схемы отбойки руды горизонтальными (айв) и восходящими (б) шпурами (а, б - отбойка на две свободные поверхности, в - на одну) :

/ — самоходная бурильная установка; 2 — телескопный перфоратор; 3 — ручной перфоратор на пневмопопдержке

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.

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. 8.2,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).

Шпуры заряжают в труднодоступных забоях малых разме­ров вручную патронированными ВВ или переносными пневмо-зарядчиками типа "Курама" россыпными гранулированными ВВ. В забоях с большим числом одновременно взрываемых зарядов заряжают шпуры переносными или самоходными пневмозарядными установками. 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 залежи; рудные тела сложной формы и ценные руды, если необходимы точная выемка руды по контактам и неболь­шое разубоживание; отрабатываемые с креплением или заклад­кой недостаточно устойчивые руды, которые меньше нарушаются при взрывах мелких шпуровых зарядов. Кроме того, шпуровую отбойку используют при работе людей в очистном пространстве и при выемке руды забоями ограниченного сечения. 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. Она применяется в двух вариантах: с выемкой заходками с площадью поперечного сечения 7—9 м2 и с выемкой длинными забоями-лавами. При выемке заход­ками отбойку осуществляют с использованием проходческих комбайнов. Отбитая руда загружается комбайном на короткий забойный ленточный конвейер, а с него — на панельный и далее

89 на магистральный конвейеры. Некоторые шахты, добывающие марганцевую руду, оборудованы конвейерным подъемом по наклонным стволам, поэтому руда в них движется непрерывно от забоя до поверхности.

Выемку лавами ведут с применением механизированных комплексов. Комбайн, двигаясь вдоль забоя, отбивает слой ру­ды и грузит ее на конвейер. После отработки каждого слоя на всю длину забоя крепь передвигается по секциям вместе с кон­вейером, кровля забоя за крепью обрушается.

Производительность проходческих комбайнов типа КМШ при разработке марганцевых руд достигает 50 м3/ч, а механизиро­ванных комплексов типа "Марганец-Р" или КВМА — 300— 400 т/смену.

В будущем возможно применение механической отбойки не только мягких руд, но и руд средней крепости. Наиболее перспективными для этой цели являются гидроударники, которыми можно эффективно разрушать руды средней кре­пости, разбитые сравнительно редкими трещинами (через 0,5—1 м). Взрывная отбойка таких руд сопровождается боль­шим выходом негабарита.

Самообрушение руды. Это наиболее дешевый вид отбойки. Под рудным массивом проводят сеть пересекающихся вырабо­ток, разделенных между собой небольшими 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 испытывают на Никитовском руднике; за рубежом самообрушение руд применяют на рудниках Чили, США и ФРГ.

Вопросы для проверки

1. Как влияют на результаты отбойки крепость, трещиноватость руды, число обнаженных поверхностей?

2. Что такое линия наименьшего сопротивления и от чего зависит выбор ее величины?

3. В чем преимущества отбойки параллельно-сближенными скважи­нами перед отбойкой параллельными скважинами?

4. Каковы достоинства и недостатки отбойки веерными скважина­ми по сравнению с отбойкой параллельными?

5. Что такое массовый взрыв и каков порядок его проведения?

6. Когда отбойку в восходящем порядке лучше вести горизонталь­ными шпурами?

7. Область применения скважинной и шпуровой отбойки.

8. Когда может применяться самообрушение руды?

8.2. 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.

Рис. 8.3. Схемы оснований блоков в виде воронок (д) и траншеи (б) при донном выпуске руды:

1 — откаточные орты; 2 — рудоспуск; 3 — выпускная выработка; 4 — скреперный штрек; S — вентиляционный восстающий; 6 — воронки; 7 - дучка; 8 — ходовой восстающий; 9 — откато<шый 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

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. 8.3).

Воронка — углубление в днище (основании) блока в форме перевернутого конуса или цилиндра. В основании воронки про­ходят выработку (выпускную пучку), 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.

Вопрос для проверки

Какие выработки для донного выпуска руды лучше использовать и почему?

8.3. ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ НЕГАБАРИТА И ЛИКВИДАЦИЯ ЗАВИСАНИЙ

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.

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 — застревание 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. 8.4).

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). Они появились впервые в нашей стране и представляют собой металлическую бочку с широким клапа­ном, к которой подводится сжатый воздух. ПУ до начала отра­ботки блока помещают под выпускными отверстиями. При вы­пуске ПУ засыпается рудой. Когда в выпускном отверстии возникает зависание, рабочий на выпуске дистанционно вклю­чает клапан ПУ, который резко открывается, и из бочки выбрасывается порция сжатого воздуха внутрь навала руды

Рис. 8.4. Схемы ликвидации низкого (в), высокого (в) заторов с исполь­зованием фугасов и низкого затора с применением пневмоимпульсных устройств (6):

1 — накладной заряд; 2 — скреперный штрек; 3 — фугас на шесте; 4 — затор; 5 — горловина воронки; 6 — рудная "постель"; 7 — пневмоим-пульсное устройство

. Насыщен­ная сжатым воздухом руда под давлением выбрасывается из-под застрявшего куска в доставочную выработку, и зависание лик­видируется. Таким образом удается ликвидировать до 80 % за­висаний в нижней части выпускных отверстий. Применение ПУ позволяет осуществлять доставку руды почти без остановки для ликвидации зависаний (см. рис. 8.4,6).

Вопросы для проверки

1. Почему необходимо дробление негабарита?

2. Почему дробление негабарита накладными зарядами выгоднее дробления шпуровыми?

3. Какими способами ликвидируют зависания над выпускным от­верстием и в выпускном отверстии?

8.4. 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. Если очистное пространство замкнуто и частично заполнено только отбитой рудой, то самотечная доставка осу­ществляется беспрепятственно при углах наклона его лежачего бока не менее 55—60°, иначе руда будет застревать на лежачем боку в тем больших количествах, чем меньше угол наклона и чем больше неровность этого бока. Извлечение руды, остав­шейся на лежачем боку, представляет серьезные трудности. Эта руда может быть даже полностью потеряна.

Если очистное пространство заполнено отбитой рудой и об­рушившимися сверху пустыми породами (выпуск руды под обрушенными налегающими породами), то вследствие давления на руду налегающей толщи самотечная доставка затрудняется и идет беспрепятственно только при углах наклона лежачего бока более 65—70°. Соответственно увеличиваются потери руды на лежачем боку при недостаточных углах его наклона. В этом случае доступ в очистное пространство невозможен, поэтому руда на лежачем боку теряется, как правило, безвоз­вратно.

Иногда при разработке маломощных залежей с углом паде­ния более "30—45° применяют самотечную доставку по металли­ческим желобам (рештакам). Руда движется по ним под действием собственного веса из-за низкого коэффициента трения по металлу.

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. Для предот­вращения попадания в рудоспуск негабаритов, способных вызвать заторы, в устье рудоспуска устанавливают грохот — прочную решетку из рельсов или труб с размером ячейки, рав­ным размеру кондиционного куска. Негабариты не проходят сквозь эти ячейки, и их подвергают на грохоте вторичному дроблению.

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. Так ведут работы на большинстве рудников, добывающих железную руду, и мно­гих рудниках цветной металлургии. Основные типы вибраци­онных питателей — ВДПУ ("Сибирячка") и ВВДР. Часовая про­изводительность питателей достигает 1500 т, сменная изменяет­ся от 300 до 2500 т (рудник Шерегеш ПО "Сибруда"). Негаба­ритные куски дробят взрывом непосредственно на полотне вибропитателя, зависания ликвидируют фугасами.

Широко используют также комплексы погрузочных доставочных машин. Комплексы, состоящие из оборудования непрерывного действия — вибропитателей и виброконвей­еров, применяют на некоторых рудниках цветной металлургии Казахстана, Хрустальненского ГОКа на Дальнем Востоке. Питатель, посредством которого осуществляют выпуск из торца выработки, работает под завалом руды. Перед подвиганием забоя виброконвейер, расположенный после питателя, укорачи­вают на одну-две секции, а сам вибропитатель вытягивают гидродомкратами из-под завала и "надвигают" на укороченный конвейер. Вследствие значительной трудоемкости монтажно-де-монтажных работ и большого расхода металла комплекс вибропитатель — виброконвейер выгодно применять, если запасы ру­ды, приходящиеся на него, превышают 35—40 тыс. т.

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 Тырныаузском комбинате на Кавказе и на Абаканском руднике ПО "Сибруда" 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. 8.5). Их успешно применяют на железорудных шахтах Кривбасса, Урала, на рудниках цвет­ной металлургии. Скреперные установки используют для дос­тавки руды по почве залежи в открытом очистном простран­стве при углах падения до 30—40°, по специальным выработкам при донном выпуске, а также по почве заходок или по настилам в узких забоях маломощных рудных тел крутого падения. Производительность скреперных установок составляет от 20 до 350 т/смену. Маломощные скреперные установки применяют

4-306

Рис. 8.5. Схема скреперной доставки и погрузки руды:

1 — скреперная лебедка; 2 — грохот; 3 — холостая ветвь каната; 4 ~ скреперная выработка; 5 — воронка; б — хвостовой блочок; 7 — скре­перный ковш; 8 — рабочая ветвь каната; 9 — транспортная выработка

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.

Наиболее универсальные виды самоходного оборудования для доставки руды — погрузочно-доставочные (ПД) и погрузочно-транспортные (ПТ) машины.

Рис. 8.6. 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

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 перед ко имеют уклон до 10-12°.

Производительность ПД (рис. 8.6) 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 грузоподъемности 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 руды, так как вместимость их ковша в несколько раз меньше, чем у машин типа ПД. Область применения машин типа ПД до­вольно обширна. Их используют при доставке руды по очист­ному пространству в маломощных пологих и наклонных зале­жах с углами падения до 20—25° (при наличии уклонов для движения машин с углом до 10-15°). Их применяют при раз­работке наклонных и крутых залежей различной мощности (от 4 до 60 м и более) при скважинной отбойке и донном вы­пуске руды, а также для доставки непосредственно в забоях при шпуровой отбойке, однако их использование возможно, как правило, в устойчивых рудах и породах, так как для движения этих машин нужны выработки с площадью поперечного сече­ния от 7 до 14 м2. Машины типа ПТ применяют в стесненных забоях (типа проходческих) при шпуровой отбойке руды. Ис­пользование машин типа ПД и ПТ, которыми управляет один человек, выгоднее, чем комплексов из погрузочных и доставоч­ных машин при оптимальных длинах доставки.

Рис. 8.7. Схема доставки взрывом (вертикальный разрез по падению залежи):

1 ~ РУДНое тело; 2 — буровая выработка;. 3 — взрывные скважины; 4 — взрыв; 5 — отбитая руда в полете; 6 — остаток руды на почве каме­ры; 7 — рудоприемная воронка; 8 — погрузочный заезд; 9 — рудоспуск

Ширину выработок для движения самоходных машин прини­мают на 1 м шире самой машины, если в этой выработке не присутствуют постоянно люди. При наличии в выработке лю­дей ее ширину принимают на 1,5—1,7 м шире самой машины, оставляя с одной стороны проход в 1-1,2 м.

Необходимо заметить, что в соответствии с правилами бе­зопасности запрещено движение самоходных машин со ско­ростью более 20 км/ч, исключая некоторые главные транспорт­ные выработки.

Взрывная доставка (рис. 8.7) была впервые применена в нашей стране в условиях, где невозможны или нецелесообразны другие ее виды доставки (самотечная, механизированная), например, при разработке наклонных залежей с углом падения от 15 до 55°.

Руду отбивают веерными 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, так как вход в открытое очистное пространство запрещен.

Взрывную доставку применяют у нас в стране на рудниках Казахстана и Урала.

Вопросы для проверки

1. При каких углах падения лежачего бока залежи возможна само­течная доставка по открытому очистному пространству, по очистному пространству, заполненному отбитой рудой и обрушившейся породой, по рудоспускам?

2. Каким образом осуществляют погрузку руды из выпускных отверстий в вагоны?

3. Какое оборудование применяют для погрузки руды в автоса­мосвалы и при каких условиях?

4. При каких условиях целесообразно использовать для доставки руды скреперные установки?

5.Область применения ковшовых погрузочно-доставочных и погрузочно-транспортных машин.

6. При каких условиях осуществляют взрывную доставку руды?

8.5. УПРАВЛЕНИЕ ГОРНЫМ ДАВЛЕНИЕМ

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 (рис. 8.8).

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 (см. рис. 8.8).

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.

Рис. 8.8. Формы проявления горного давления при очистной выемке (вертикальные разрезы):

а — образование свода естественного равновесия (перераспределение давления налегающих пород показано стрелками, 5 — вес пород в пре­делах свода) ; б - воздействие на целики или крепь консольной плиты К; 1 — зоны концентрации напряжений в рудном массиве (зоны опорного давления) ; 2 — граница свода естественного равновесия; 3 — поддержи­вающие целики; 4 — устойчивая основная кровля рудного тела; 5 — от­слаивающаяся непосредственная кровля (консоль)

Для избежания нежелательных или опасных последствий 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 попе­речных 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 (иначе опорное давление в целиках разрушит их). Если руды малоценные, целики можно использовать для сохранения поверх­ности (при этом их не отрабатывают и потери руд достигают 40-60%).

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). Сильно разубоженную руду извлекать невыгодно, поэтому добыча с обрушением налега­ющих пород сопровождается также повышенными потерями. По этим причинам обрушение налегающих пород нецелесообраз­но при добыче богатых руд. 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. После выемки руды и подвигания забоя крепь (деревянную) разрушают, частично или полностью извлекают (обычно металлическую) или передвигают (механизированную), породы за крепью при этом обрушаются. 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. Сухая закладка — дробленые горные породы, полученные при проходке выработок или специально добыва­емые на поверхности. Сухую закладку в выработанное прост­ранство засыпают сверху, как в бункер, с применением скрепе­ров, конвейеров или другого оборудования (отсыпается пос­лойно). Закладка после отсыпки дает усадку, т. е. уменьша­ется в объеме на 15—35 %, поэтому она не способна предотвра­тить смещение пород в сторону выработанного пространства. Гидравлическая закладка — мелкая порода, песок или песковидные отходы (хвосты) обогащения, подаваемые в вы­работанное пространство с поверхности по трубам вместе с во­дой в виде пульпы. Такая закладка дешевле сухой, и плотность ее намного больше. Однако после возведения закладочного массива из него необходимо отводить (дренировать) воду, что дополнительно обводняет и загрязняет горные выработки, ухудшает условия работы.

Твердеющая закладка — смесь с водой различных мате­риалов, способных твердеть, как бетон; предел прочности твердеющей закладки обычно невысокий и равен 1,5—10 МПа. В состав ее входят песок (песковидные хвосты обогащения), щебень, цемент или другие подобные ему вяжущие вещества (например, специально обработанные шлаки). Вода, как и в бетоне, необходима для реакций твердения смеси. Свежепри­готовленная смесь имеет жидкую консистенцию и может пода­ваться в выработанное пространство по трубам, как гидравли­ческая закладка. Закладка достигает определенной прочности в период от нескольких смен до нескольких недель. Оконча­тельную прочность закладка набирает через 3—6 мес. Тверде­ющая закладка — наиболее дорогостоящая смесь, однако она не дает усадки. Использование твердеющей закладки позволяет вести сплошную выемку руды с минимальными потерями. Поэтому ее применяют при разработке ценных руд, при необ­ходимости обеспечить сохранение целостности налегающей тол­щи пород, если работы ведут под какими-либо важными объек­тами или в условиях повышенного горного давления.

Вопросы для проверки

1. Что такое свод естественного равновесия, как он образуется и от чего зависят его размеры?

2. В каких случаях возникает опорное горное давление и каковы его последствия?

3. Как осуществляется естественное поддержание очистного прост­ранства и в каких условиях оно применяется?

4. В каких случаях возможно обрушение налегающих пород?

5. Виды закладки, способы ее размещения в выработанном простран­стве, условия применения различных видов закладки.

9. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ

9.1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

Понятие "система разработки" включает в себя взаимное расположение и порядок проведения подготовительных и очист­ных выработок, а также взаимосвязь и порядок выполнения основных производственных процессов.

К системе разработки предъявляют следующие требования:

обеспечение безопасности труда рабочих;

минимально возможные затраты на добычу руды;

максимальная производительность труда рабочих по систе­ме в целом;

минимально возможные потери и разубоживание руды.

Вследствие разнообразия условий залегания, форм рудных тел, их мощности, углов падения, прочности, устойчивости, трещиноватости руд и вмещающих пород при подземной добыче применяют множество систем разработки. Только основных сис­тем разработки, наиболее распространенных на рудниках, добы­вающих металлические руды, насчитывают около двадцати, од­нако, если учитывать и их варианты, то число систем возрастет до ста и более. Для облегчения ориентирования в этом множест­ве и квалифицированного выбора наилучшей системы разработ­ки в конкретных условиях созданы классификации, в которых системы объединены в классы по каким-либо общим для них признакам.

Для начинающих изучать технологию подземной добычи руд более доступна классификация систем разработки, пред­ложенная проф. BP. Именитовым. Она включает в себя три класса. Основной признак, по которому системы выделяют в тот или иной класс, — способ поддержания очистного пространства на основной стадии очистной выемки руды в блоке или панели (табл. 9.1). Нетрудно заметить, что названия классов систем разработки отражают сущность способов управ­ления горным давлением (см. разд. 8.5), что облегчает понима­ние и запоминание данной классификации.

Таблица 9.1

Классификация систем разработки (по проф. В.Р. Именитову)

Класс	Группа	Наиболее типичные системы разработки
I. Системы разработки с естественным под­держанием очистного пространства	1.1. Системы с меха­низированной достав­кой руды по очистно­му пространству	1. Сплошная 2. Камерно-столбовая
	1.2. Системы с достав­кой руды под действи­ем собственного веса по очистному прост­ранству	3. Камерная (этажно-камерная, с подэтажной от­бойкой) 4. С отбойкой из магазина (с магазинированием)
II. Системы разработ­ки с обрушением руды и вмещающих пород (без поддержания очистного прост­ранства)	II.1. Системы этажно­го обрушения	1. Этажное принудитель­ное обрушение со сплош­ной выемкой 2. Этажное принудитель­ное обрушение с отбой­кой на компенсационное пространство 3. Этажное самообру­шение
	II.2. Системы подэтажного обрушения	4. Под этажное обрушение с донным выпуском 5. Подэтажное обрушение с торцевым выпуском
III. Системы разра­ботки с искусствен­ным поддержанием очистного пространства	III. 1. Системы с зак­ладкой	1. Горизонтальные слои с закладкой 2. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой 3. Раздельная выемка тон­ких жил
	III.2. Системы с креп­лением
	III.3. Системы с креп­лением и последую­щим обрушением	4. Столбовая система с обрушением 5. Слоевое обрушение

Примечание. В скобках указаны варианты названий систем разра­ботки, часто встречающиеся в технической литературе.

Отличительная особенность систем класса I — поддержание очистного пространства естественными (рудными) целиками. Очистное пространство остается при этом открытым и называ­ется обычно камерой. Большинство систем этого класса двухстадийны: на первой стадии отрабатывают запасы руды в каме­рах, на второй — извлекают целики.

Системы класса I применяют в устойчивых рудах и породах. При разработке бедных руд целики не отрабатывают (особенно при необходимости сохранения поверхности) или извлекают с применением систем разработки, требующих минимальных затрат. При неизвлекаемых целиках потери руды могут дости­гать 40-60 %. Поэтому при добыче ценных руд целики, как правило, извлекают после закладки камер. Если при этом необходимо сохранить поверхность, примеряют твердеющую закладку.

Большинству систем класса I свойственны высокая произво­дительность труда и низкие затраты на добычу. Однако при неизвлекаемых целиках потери руды могут быть значительными.

Системы класса II отличаются тем, что очистное простран­ство в них не поддерживают и выпуск руды из него ведут в основном под обрушенными налегающими породами. Приме­нение этих систем возможно, если допустимо обрушение поверх­ности и налегающих пород, а также если отбитая руда не слежи­вается и не самовозгорается. Мощность рудных тел должна быть не меньше средней. Системы класса II характеризуются высокой производительностью труда, низкими затратами на до­бычу и довольно высокими потерями и разубоживанием.

В системах класса III очистное пространство поддержива­ют крепями или закладкой. Эти системы можно применять в самых сложных условиях, где неприменимы системы других классов. Они характеризуются довольно высокими затратами на добычу и малыми потерями и разубоживанием, поэтому сис­темы класса III целесообразно применять при добыче цен­ных руд.

Вопрос для проверки

Назовите три класса систем разработки и дайте общую характерис­тику каждого из них.

9.2. 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.

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.

Вариант системы с использованием самоходного оборудо­вания является основным на рудниках Джезказганского ГМК (рис. 9.1).

Подготовка заключается в проведении по руде главных откаточного и вентиляционного штреков и панельных штреков, которые размещаются в пределах будущих панельных целиков, а также панельного вентиляционного штрека, проведенного по центру панели, под кровлей, для отвода загрязненного воз­духа. Для откатки руды к стволу в подстилающих породах

Рис. 9.1. 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

под рудным телом проводят выработки транспортного горизон­та (обычно для электровозного транспорта). Для перепуска

0 руды на транспортный горизонт из откаточной выработки к С рудному телу проходят рудоспуски.

Размеры панелей по ширине составляют от 150—300 м, по

с длине — до 400—600 м. Ширина панельных целиков — 10—40 м.

р Опорные целики в плане размещены по квадратной сетке на

расстоянии 20 м друг от друга, диаметр круглых целиков изменяется от 3 до 8 м в зависимости от их высоты.

Очистные работы в панели ведут с использованием шпуровой отбойки одним слоем при мощности до 8—10 м или в два-три слоя при большей мощности. Верхний слой отрабатывают с опережением в 50—80 м по отношению к нижним.

Очистные работы выполняют с применением комплексов самоходного оборудования, состоящих из бурильных установок для бурения шпуров, самоходных зарядных установок, экскаваторов или ковшовых погрузчиков для погрузки руды и автосамосвалов для ее доставки до рудоспуска. В состав комплекса включают также машины для осмотра кровли очист­ного пространства, оборки заколов и установки в кровле ан­керной крепи, представляющие собой самоходные полки с рабо­чей платформой на телескопической или складывающейся стреле с высотой подъема платформы до 18—25 м. Анкерную крепь устанавливают вслед за продвижением забоя по сетке lxl м или 1,5x1,5 м. Применяют металлические или железобетонные анкеры длиной 2—2,5 м, назначением которых является пре­дотвращение отслаивания и выпадения из кровли кусков пород.

При отработке забоя уступами анкерную крепь устанавли­вают с верхнего уступа высотой 5—6 м, а над рабочей зоной очистного пространства нижних уступов осуществляют только осмотр кровли, оборку заколов или ремонт крепи.

Особенность организации очистных работ заключается в том, что все основные производственные процессы выполняют в па­нели одновременно в разных частях забоя. Это обеспечивает наиболее полную загрузку оборудования во времени и его вы­сокую производительность.

Основные меры безопасности. Перед началом работы осматривают кровлю и при необходимости осуществляют обор­ку ее от заколов и ремонт анкерной крепи. Проведение этих опе­раций вызвано тем, что при значительной высоте очистного пространства выпадение из кровли даже небольших кусков нежелательно. Если кровля сложена слоистыми породами, то они могут расслаиваться и распадаться на куски в виде плит массой до нескольких тонн. Во время работы кровля очистного пространства должна быть освещена и за ее состоянием необхо­димо постоянно наблюдать.

В удаленное от забоя выработанное пространство запреща­ется заходить, особенно если состояние кровли давно не конт­ролировалось. По панели можно передвигаться только между двумя ближайшими к забою рядами целиков, стараясь держать­ся около них. Однако при этом нужно следить и за состоянием самих целиков, так как от них также могут отслаиваться и вы­падать большие куски руды.

Из-за интенсивного движения в панели необходимо постоян­но следить за передвижением самоходных машин.

При бурении и погрузке руды используют индивидуальные средства защиты от шума и пыли. Навал отбитой руды необхо­димо постоянно орошать водой для подавления пыли.

Для улучшения условий проветривания свежий воздух сле­дует направлять в панель как можно ближе к забою, что дости­гается завешиванием ненужных заездов в панель из панельного штрека тяжелыми брезентовыми полотнищами ("парусами"), которые препятствуют утечкам воздуха в выработанное прост­ранство.

Технико-экономические показатели системы довольно высоки, так как размеры очистного пространства позволяют использовать мощную крупногабаритную технику. Производи­тельность по панели достигает 700—1200 тыс. т/год, производи­тельность труда рабочего забойной группы — 70—160 т/смену; протяженность подготовительных выработок — 1—2 м на 1000 т запасов панели (один из самых низких показателей по всем системам). Потери руды составляют 24—25 (до 40%), разубоживание — 5—12%.

Вариант системы с применением переносного оборудования. Применяется в маломощных залежах, а также при его углах падения более 15—20°, когда использование самоходной техни­ки невозможно или затруднительно. Панель отрабатывают в направлении простирания залежи (линия забоя направлена по падению). Шпуры бурят ручными перфораторами с пневмоподдержками. Отбитую руду доставляют скреперами вдоль забоя вниз по падению залежи и грузят через полок в вагоны. Можно оставлять нерегулярные целики, стараясь приурочить их к вклю­чениям пустых пород или участкам с более бедной рудой. Иног­да целики заменяют группой близко расположенных стоек, срубовой деревянной крепью. Сруб возводят так же, как дере­вянную избу или стенки колодцев. Для повышения прочности сруба его внутреннее пространство заполняют кусками породы.

Меры безопасности практически те же, что и в предыдущем случае. Однако необходимо дополнительно иметь надежную страховку при работе в залежах с углами падения более 20—25°. При работе скреперной установки не следует находиться в зоне движения скрепера.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения сплошной системы разработки.

2. Какие производственные процессы осуществляют при сплошной системе и какое применяют оборудование?

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели сплошной системы разработки.

9.3. 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 при частичном или полном извлечении целиков; качество руд (содержание металлов) может колебаться в довольно широких пределах, так как выемка изолированными камерами позволя­ет при необходимости добывать руду раздельно по сортам.

Вариант системы с доставкой самоходным оборудованием широко распространен в нашей стране и за рубежом. Его приме­няют на бокситовых шахтах СУБРа, на комбинате "Ачполиметалл" в Казахстане, на ряде рудников Киргизии.

Подготовка во многом схожа с подготовкой месторожде­ния при применении сплошной системы.

Рис. 9.2. 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 — погрузочно-доставочная машина на разгрузке; 13 — рудоспуск

Отличия заключаются в том, что нижний по падению штрек часто выполняет функции откаточного, а рудоспуски проходят из внутреннего пространст­ва панели. Для сообщения между камерами проводят прямоли­нейный или ломаный наклонный .съезд (рис. 9.2). Вентиляци­онные выработки обычно не проводят специально, и камеры проветривают последовательно, направляя свежий воздух из забоя одной камеры в забой следующей.

Размеры панелей по падению составляют 120-180 м, по простиранию — до 150-200 м. Изолированные опорные целики размещают рядами по простиранию. В плане они имеют прямо­угольную форму и отделены друг от друга просечками. Ширина камер 5—10 м, ширина целиков 3—6 м.

Очистные работы в панели ведут сверху вниз по падению, а в каждой камере по простиранию.

Так как пространство камер ограничено, в каждой из них по очереди бурят шпуры, заряжают их и взрывают, убирают отбитую руду и осуществляют анкерное крепление кровли с отставанием в 4—6 м от забоя. Все машины очистного комплекса работают в панели одновременно, но в разных камерах. При бурении шпуров используют самоходные бурильные уста­новки, которыми также бурят шпуры в кровле для установки анкерной крепи. Нередко к манипуляторам бурильной установ­ки подвешивают корзину, из которой ведут осмотр и оборку кровли, установку анкерной крепи, заряжание шпуров перенос­ными пневмозарядчиками. Руду доставляют погрузочными ма­шинами с нагребающими лапами типа ПНБ в комплексе с само­ходными вагонами и автосамосвалами или же погрузочнодоставочными (типа ПД) и погрузочно-транспортными (типа ПТ) машинами. Руду по камере и далее по наклонному съезду дос­тавляют к рудоспускам. Если угол падения залежи более 12—15°, рудоспуски проходят иногда на каждые одну-две камеры. Трас­са наклонного съезда при этом направлена под углом к линии падения таким образом, чтобы уклон его почвы был не бо­лее 10-12°.

Опорные целики могут не отрабатываться. Однако в тех случаях, когда допустимо обрушение поверхности, целики частично отрабатывают после выемки запасов из камер, а затем их остатки взрывают, вызывая обрушение кровли. Это значи­тельно снижает потери руды в панели. Такой вариант системы применяют на рудниках комбината "Ачполиметалл".

Основные меры безопасности схожи с теми, которые принимаются при сплошной системе разработки. Необходимо осуществлять осмотр и оборку кровли перед началом работы и контроль за ее состоянием в течение смены, использовать индивидуальные средства защиты от шума и пыли, орошение навала отбитой руды водой.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по панели составляет 150—350 тыс. т/год; производи­тельность труда забойного рабочего - 40-100 т/смену, протя­женность подготовительных выработок — 4—6 м на 1000 т запа­сов руды; потери руды при частичной выемке целиков — 12— 14 %; разубоживание — 10—14 %.

Вариант системы со взрыводоставкой. Камеры расположены по падению и отделены друг от друга сплошными ленточными целиками. В нижней части камер оборудуют воронки. По центру камеры проводят буровую выработку.

Очистную выемку начинают с обуривания камерного за­паса веерами скважин диаметром 46—52 мм. Скважины бурят передвижными станками типа БСМ. После завершения бурения отбивают руду одним-двумя веерами. Силой взрывных газов руда отбрасывается в рудоприемные воронки, откуда скреперными установками или самоходными ПД (ПТ) машинами руду доставляют до рудоспуска, выходящего на откаточный гори­зонт. Время от времени (два-три раза за период отработки ка­меры) зачищают лежачий бок камеры от накапливающихся остатков руды, не долетевшей до воронок. Зачистку лежачего бока на рудниках комбината "Ачполиметалл" при углах паде­ния до 30—35° осуществляют дистанционно управляемым буль­дозером типа БПДУ, закрепляемым на тросе.

Основные меры безопасности: запрещается доступ в открытое очистное пространство, так как кровлю камеры не крепят и не контролируют; необходимы тщательная стра­ховка рабочих и оборудования при работе в наклонном буровом восстающем и использование индивидуальных средств защиты от шума и пыли.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку, объединяющему несколько камер, обслужи­ваемых одной погрузочно-доставочной машиной, составляет 400-600 т/смену; производительность труда забойного рабо­чего — 20—70 т/смену; протяженность выработок — 5—7 м на 1000 т запасов руды; потери — 8—16 %, разубоживание — 5-7 %. ^.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения камерно-столбовой системы раз­работки.

2. Порядок проведения очистных работ и применяемое оборудование.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

5. Особенности варианта системы со взрыводоставкой.

9.4. 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 средства либо доставляют в них или по рудо­спускам. Целики обычно извлекают на второй стадии отработки блока.

Рис. 9.3. Камерная система:

I — доставочный штрек; 2 — траншейный штрек; 3 — сбойка восстающе­го с буровыми подэтажами; 4 — блоковые восстающие; 5 — границы камеры; б — междуэтажный целик (наклонная потолочина) ; 7 — обру­шенная порода; 8 — вентиляционный штрек, служивший откаточным для верхнего горизонта; 9 — междукамерный целик; 10 — рудоспуск;

II — буровые подэтажные штреки; 12 — взрывные скважины; 13 — пог­рузочные заезды

Камерную систему (ее называют также этажно-камерной исподэтажной отбойкой) (рис. 9.3) применяют на рудниках цветной металлургии (Тырныаузский, Алтын-Топканский, Лени-ногорский, 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 15-20 м; ценность руд может быть различной; при высокой ценности руд целики извлекают после отработки и закладки камер.

Подготовка заключается в проведении откаточных выра­боток и проходке блоковых восстающих в целиках по краям блока. Верхний, вентиляционный горизонт при этажной разра­ботке уже существует к началу подготовки камеры (бывший откаточный горизонт верхнего этажа). Если доставку и бурение осуществляют с применением самоходного оборудования, то иногда проводят наклонный съезд, связывающий откаточный горизонт с буровыми, расположенными выше него.

Размеры блоков по высоте равны высоте этажа и составля­ют от 50—60 до 150 м и более. Камеры при мощности крутых залежей до 15—25 м располагают по простиранию. Длина их оп­ределяется устойчивостью боковых пород и достигает 40-60 м, ширина междукамерных целиков — 8—20 м. В мощных залежах камеры располагают вкрест простирания, и длина их определя­ется устойчивостью руды и мощностью залежи. Ширина камер при этом равна 10—30 м, ширина междукамерных целиков — 8-15 м.

От выработанного пространства верхнего этажа камера за­щищена горизонтальным или наклонным междуэтажным цели­ком, верхняя часть которого представляет собой основание отработанного блока верхнего этажа. Толщина междуэтажного целика 15—25 м.

Очистные работы начинают с проходки в пределах камеры отрезного восстающего с доставочного горизонта на границе одного из целиков или в центре камеры. Отрезной восстающий затем разделывают взрыванием скважин с буровых подэтажей в отрезную щель на всю ширину камеры. Отрезная щель необ­ходима для создания в массиве обнаженной поверхности, на которую впоследствии начинают отбойку камерных запасов руды. В основании камеры разделывают воронки и образуют нижнюю подсечку также на всю ширину камеры. Если в осно­вании камеры предусмотрена траншея, то нижнюю подсечку не делают и руду в траншее отбивают вместе с отбойкой ка­мерных запасов.

Для отбойки руды в камере бурят веерные или параллель­ные скважины с одного или нескольких буровых подэтажей. Скважины размещают в плоскостях, параллельных отрезной щели. Как правило, для бурения скважин применяют буровые станки типа НКР-100М (диаметр скважин 105 мм). На ряде

рудников испытывают или уже используют самоходное обору­дование для бурения веерных скважин уменьшенного диамет­ра (56 мм).

Скважины заряжают с использованием передвижных пневмозарядчиков с откаточного горизонта, подавая ВВ на буровые подэтажи по шлангам.

Руду отбивают на отрезную щель сразу несколькими слоя­ми, при этом количество руды, отбитой за один раз, достигает десятков тысяч тонн, а масса одновременно взрываемого ВВ — несколько тонн (массовые взрывы).

При выпуске и доставке отбитой руды используют различ­ные комплексы оборудования. На рудниках, разрабатывающих железные руды, и ряде рудников цветной металлургии руду из камер выпускают вибропитателями в вагоны электровоз­ного транспорта. При средней мощности залежей наиболее эф­фективна скреперная доставка руды из-под выпускных отверс­тий до рудоспуска или полка с дальнейшей погрузкой ее в ва­гоны. На Тырныаузском комбинате и Абаканском руднике ПО "Сибруда" успешно доставляют руду до рудоспуска автоса­мосвалами МоАЗ, загружаемыми вибропитателями типа ВДПУ. Производительность доставочного комплекса составляет до 800-1100 т/смену. На некоторых рудниках цветной металлур­гии (например, на Гайском) руду доставляют до рудоспуска ковшовыми погрузочно-доставочными машинами (ПДМ).

Один из перспективных вариантов камерной системы про­ходит испытания на рудниках Норильского ГМК. Здесь в осно­вании камер не делают выпускных отверстий, поэтому оно плоское. Руду отбивают непосредственно на почву камеры. Так как в очистное пространство доступ людей запрещен, пог­рузку и доставку отбитой руды осуществляют ковшовой ПДМ с дистанционным управлением. Оператор управляет ею по радио из безопасного места. Вследствие этого подготовка камеры к очистной выемке резко упрощается и затраты на нее снижаются.

Отработка целиков. Если допустимо обрушение поверх­ности, целики обрушают при производстве массового взрыва на открытую камеру. При этом, как правило, обрушаются и вмещающие породы, поэтому руда из целиков разубоживается, что приводит к ее значительным (до 30-40 %) потерям при выпуске.

Поэтому при разработке ценных руд целики отрабатывают при заложенных камерах. Если закладка камер сухая (сыпу­чая) или гидравлическая, то целики извлекают подэтажным обрушением (класс II систем разработки) или системой слоев обрушения сверху вниз (класс III). При твердеющей заклад­ке камер целики извлекают таким же образом, как и камеры, поэтому размеры камер и целиков, как правило, принимают одинаковыми. Такую технологию используют на Гайском и Дегтярском рудниках на Урале.

Основные меры безопасности. Запрещен доступ в откры­тое очистное пространство. При работе в буровых выработках, выходящих в камеры, торцы их должны быть надежно огоро­жены во избежание падения людей. Все восстающие также необ­ходимо огородить или перекрыть решетками. Перед началом работы забои нужно привести в безопасное состояние. Рабочие должны пользоваться индивидуальными средствами защиты от шума и пыли.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку составляет 70—250 тыс. т/год; производитель­ность труда забойного рабочего — 35—100 т/смену; протяжен­ность выработок — 3—9 м на 1000 т запасов руды; потери в камерах — 3—8 %, по блоку при выемке целиков между зало­женными камерами — 3—10 %, при обрушении целиков — 12—25 %; разубоживание имеет почти такие же величины, что и потери.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения камерной системы.

2. Порядок проведения очистной выемки, применяемое обору­дование.

3. Отработка целиков.

4. Основные меры безопасности.

5. Технико-экономические показатели.

9.5. СИСТЕМА С ОТБОЙКОЙ РУДЫ ИЗ МАГАЗИНА

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

Выемку камерных 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

Рис. 9.4. Система с отбойкой из магазина:

1 — откаточный штрек; 2 — блоковый восстающий; 3 — сбойка с каме­рой; 4 — вентиляционный штрек; 5 — поверхность замагазинированной отбитой руды; б — шпуры, буримые телескопным перфоратором; 7 — рустая порода в воронках отработанного этажа; 8 — потолочина; 9 — от­битая руда перед массовым выпуском; 10 — днище блока

И рудным массивом оставалось рабочее пространство высотой около двух метров.

Система с отбойкой из магазина (рис. 9.4) 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.

Условия применения этой системы следующие: руды устой­чивые, так как под рудным массивом работают люди; породы могут обладать более низкой устойчивостью, поскольку 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 120 углах на лежачем боку после выпуска остается много рудной мелочи.

Подготовка состоит в проведении откаточного штрека и проходке блоковых восстающих. Иногда, при большой длине блока, проходят в центре его дополнительный вентиляционный восстающий для отвода загрязненного воздуха. При разработке залежей мощностью до 1-1,5 м нередко между камерами и в основании блоков не оставляют целиков. При этом блоки раз­деляют восстающими, закрепленными срубовой крепью, а в основании блока устраивают прочное перекрытие с отверстиями для выпускных люков.

Размеры блоков по высоте равны высоте этажа — 40—60 м. Длина блоков изменяется от 30 до 100 м (чем изменчивее нап­равление простирания залежи и чем меньше устойчивость руды, тем меньше длина блока). Ширина междукамерных целиков достигает 6—10 м. Толщина основания изменяется от 4 до 15 м (при наличии скреперного горизонта). Выпускные отверстия в основании располагают как можно чаще (не далее чем через 7 м), так как при больших расстояниях между ними поддержи­вать ровную поверхность замагазинированной руды очень слож­но. При отсутствии целика в основании выпускные люки могут быть установлены даже через 1,5—2 м. Ширина очистного прост­ранства равна мощности рудного тела, но не должна быть менее 1—1,5 м, так как в противном случае возможно заклинивание кусков между стенками руды при выпуске из магазина и обра­зование под заклинившимися кусками пустот, способных вне­запно обрушаться. Поэтому при разработке залежей мощностью менее 1 м вместе с рудой приходится отбивать часть породы для обеспечения нужной ширины очистного пространства.

Очистные работы начинают с проведения нижней под­сечки по ширине блока и, при необходимости, выпускных во­ронок. Отбойку руды осуществляют шпурами, которые, как правило, бурят телескопными перфораторами снизу вверх. Заряжание выполняют вручную или с применением переносных пневмозарядчиков. После отбойки выпускают из магазина часть руды, равную по объему 25—35 % отбитой руды. Затем плани­руют поверхность отбитой руды в забое. Завершив отбойку в блоке, ведут массовый выпуск руды из магазина, совмещая иногда его с обрушением целиков. На выпуске руды наиболее часто применяют люковую погрузку в вагоны. Иногда руду выпускают на почву погрузочных камер, расположенных пер­пендикулярно к откаточному штреку, и грузят руду в вагоны погрузочными ковшовыми машинами с задней разгрузкой ковша. Для проветривания забоя воздух подают по одному восста­ющему и отводят по другому на вентиляционный горизонт или подают по фланговым восстающим, а отводят из забоя по центральному вентиляционному восстающему.

Основные меры безопасности. Перед началом работы необходимы осмотр и оборка кровли и боков очистного прост­ранства от заколов. При частичном выпуске запрещены любые работы в забое, так как человека может затянуть в выпускную воронку. Запрещается доступ в очистное пространство при мас­совом выпуске. Если во время частичного выпуска руда переста­ет поступать из люка, то это служит признаком образования над люком пустоты, опасной для работающих в забое и ликви­дируемой взрывом фугаса на шесте. В забое опасность образо­вания пустоты можно распознать по неравномерности опуска­ния поверхности отбитой руды при выпуске.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку (средняя по стадиям) составляет 10— 70тыс.т/год; производительность труда забойного рабочего — 6—25 т/смену (меньшие значения — в маломощных залежах); протяженность выработок — 7—9 м на 1000 т запасов руды; потери — 7-14 (до 20) %; разубоживание - 7—9 %, а при подработке пустых пород — до 50—80 %, что допустимо только при разработке богатой руды.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения системы с отбойкой из магазина.

2. Порядок ведения очистных работ в блоке.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

9.6. 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, так как раздельную выемку по сортам вести нельзя; цен­ность руд средняя из-за значительных потерь и разубоживания.

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 в виде камеры, а затем обрушают на нее оставшуюся часть блока. Назначение камеры состоит в том, чтобы компенсировать (возместить) увеличение объема руды остальной части блока при отбойке (за счет ее разрыхления), поэтому приняты назва­ния компенсационные камеры, компенсационное пространство. Этот вариант имеет много общего с камерной системой с обрушением целиков.

Рис. 9.5. Этажное обрушение со сплошной выемкой и отбойкой в за­жиме:

1 — откаточный штрек; 2 — блоковый восстающий; 3 — вентиляционный штрек; 4 — обрушенная порода; 5 — отбитая руда; б — днище блока; 7 — ниша вибропитателя; 8 — воронка; 9 — погрузочный орт; 10 — веер скважин; 11 — буровые подэтажи

Этажное обрушение (рис. 9.5) впервые применили в нашей стране. В настоящее время оно является одной из наиболее распространенных систем разработки на железных рудниках или Урала и ПО "Сибруда", а также на ряде рудников цветной УХУ металлургии.

Наиболее часто используют вариант со сплошной выемкой и РУД отбойкой в зажиме секциями. На рудниках ПО "Сибруда",добывающих железную руду, применяют промежуточный вариант, при котором каждую секцию отделяют от другой узкой кат1

камерой (щелью) шириной 3 м, назначение которой — частично компенсировать увеличение объема руды при отбойке и предохранять от преждевременного разрушения или растрескивания от взрывами последующих секций. РУД!

Подготовка заключается в проведении откаточных штреков и погрузочных ортов (на каждую секцию шириной 20-24 м проводят один орт). Примерно через 50 м проходят в лежачем (на боку ходовые восстающие для связи между всеми подэтажами и подачи на них свежего воздуха. В висячем боку на таком же или большем расстоянии проходят сборные вентиляционные восстающие для отвода загрязненного воздуха на вентиляционный горизонт.

Размеры.В крутых залежах высоту этажа принимают 40-80 м (при мощности 15-20 м — до 25—40 м), в пологих и наклонных залежах высота блока или секции равна мощности залежи по вертикали. Ширина блока или секции обычно равна мощности залежи, но не более 60—80 м. °

Очистную выемку ведут по возможности всплошную, что бы каждый блок (секция), в котором выпускают отбитую руду, УКР имел один вертикальный контакт с обрушенными породами в отработанном блоке, так как эти породы при выпуске довольно быстро достигают выпускных отверстий и разубоживают руду.

При сплошной выемке сначала полностью обуривают секцию веерными (Тырныаузский и Зыряновский комбинаты) или параллельно сближенными (рудники ПО "Сибруда") скважинами. Для бурения скважин применяют обычно станки НКР-100М. Оформляют выпускные воронки, нижнюю подсечку.

Толщина одновременно отбиваемой секции составляет 12— 24 м, так как руду отбивают в зажиме и увеличение ее в объеме при отбойке происходит главным образом вследствие уплотнения обрушенной породы в соседней отработанной секции. Порода уплотняется на расстоянии от забоя до 30—40 м. Если отби­вать секции большей толщины, то отбитая руда будет переуплотнена и мало разрыхлена, а выпуск такой руды затруднен или даже невозможен. К тому же при переуплотнении руды ухудшается качество дробления.

После производства массового взрыва начинают выпуск руды. Выпуск необходимо вести в определенном порядке (режиме), определяемом планограммой выпуска, в которой указано, сколько и в какой последовательности следует выпус­кать руды из каждого выпускного отверстия. Соблюдение планограммы выпуска очень важно, так как нарушение режима вы­пуска приводит к преждевременному прорыву к выпускным отверстиям пустых пород, что вызывает увеличение потерь руды в очистном пространстве и невыполнение плана по добыче из данного блока.

При выпуске руды применяют, как правило, вибропитатели (например, типа ВДПУ), с помощью которых руду грузят непосредственно в вагоны. Негабарит дробят на вибропитателе, зависания в выпускных отверстиях ликвидируют фугасами. Для дробления негабарита и ликвидации зависаний взрывники могут проходить либо по вибропитателю из откаточной выработ­ки, либо по специальным подходным выработкам, расположен­ным сбоку или сзади вибропитателя.

Основные меры безопасности. Наиболее опасными яв­ляются работы по вторичному дроблению негабарита и ликви­дации зависаний, которые могут самопроизвольно и внезапно обрушаться. Поэтому необходимо при выполнении этих работ быть чрезвычайно внимательным и осторожным, действовать из укрытия и следить, чтобы под взрыв случайно не попали люди.

При работе на подэтажах, в подсечке и т. п. перед началом смены необходимо приводить забой в безопасное состояние. Эта система разработки характеризуется наличием многих тупиковых забоев, например, в буровых выработках, поэтому нужно применять вентиляторы местного проветривания. Каж­дый рабочий должен хорошо знать все запасные выходы из забоя на случай аварийных ситуаций и пользоваться индивиду­альными средствами защиты от шума и пыли.

Технико-экономические показатели. Этажное обруше­ние — одна из самых высокопроизводительных систем разработ­ки. Производительность труда забойного рабочего 50—110 т/сме­ну, а на выпуске — до 2000-2500 т/смену; протяженность выра­боток — 1,5—4 м на 1000 т запасов руды; потери — 10—20%; разубоживание — почти такое же, однако оно тем больше, чем меньше потери руды.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения системы этажного обрушения.

2. Порядок ведения очистных работ в блоке. Особенности выпуска руды под обрушенными породами.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

9.7. 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.

Подэтажное обрушение применяют тогда, когда невозможно или невыгодно этажное обрушение. Общим для обеих систем является наличие возможности обрушения поверхности и нале­гающей толщи пород. Подэтажное 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 раздельная (селективная) выемка руды и породы.

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

Подэтажное обрушение с донным выпуском широко рас­пространено в Кривбассе при отработке мягких и средней кре­пости руд. Мягкие руды имеют коэффициент крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова (предел прочности при сжа­тии 10—30 МПа), что связано с проведением выработок мини­мального поперечного сечения и усиленным их креплением. В таких выработках невозможно применение мощного само­ходного оборудования. Поэтому в условиях Кривбасса подэ­тажное обрушение базируется на использовании переносного оборудования.

Подготовка. Этаж разбивают на подэтажи высотой от 10—15 м в нарушенных неустойчивых рудах до 30—40 м в ру­дах средней устойчивости. На откаточном горизонте проводят откаточные штреки, и из них через 50—60 м — погрузочные орты. Длина блока равна расстоянию между ортами. На подэта­жах проводят через 10 м скреперные штреки с двусторонним расположением выпускных воронок. Скреперные штреки соединяют между собой хозяйственными ортами (для сооб­щения между ними и подачи свежего воздуха) и сборными вентиляционными ортами (для отвода из штреков загрязнен­ного воздуха). Сообщение между подэтажами обеспечивается ходовыми восстающими, а отвод с них загрязненного воздуха — вентиляционными. Каждый скреперный штрек связан с погру­зочным ортом рудоспуском.

Очистные работы в подэтаже ведут почти так же, как при этажном обрушении. Руду отбивают веерными скважинами в зажиме или на компенсационные камеры и щели. Скважины при небольшой высоте подэтажа бурят колонковыми перфора­торами, при значительной — станками типа НКР-100М. Бурение осуществляют из буровых штреков, проведенных над воронка­ми. Руду доставляют скреперными установками. Расстояние между выпускными отверстиями равно 5 м.

Основные меры безопасности те же, что и при этажном обрушении. Так как руды менее устойчивы, необходимо тща­тельно следить за состоянием боков, кровли забоев и крепи.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку составляет 150—200 тыс. т/год; производитель­ность труда забойного рабочего — 30—60 т/смену; протяжен­ность выработок — 5-12 м на 1000 т запасов руды; потери -13-20 %; разубоживание -6-11%.

Подэтажное обрушение с торцевым выпуском. Применяется в более устойчивых рудах и имеет несколько разновидностей. Наиболее перспективным является подэтажное обрушение с торцевым выпуском и комплексным использованием самоход­ного оборудования (рис. 9.6). В нашей стране оно испытывалось на ряде рудников и успешно применяется на Салаирском. руднике.

Подготовка состоит в проведении выработок откаточного горизонта, полевых штреков на каждом подэтаже, наклонного съезда для передвижения самоходного оборудования между подэтажами, проходки рудоспусков для перепуска руды с под­этажей на откаточный горизонт и вентиляционных восстающих.

Размеры элементов системы: высота этажа равна 60-120м, высота подэтажа — 9—11 м, расстояние между подэтажными погрузочными ортами — 8—11 м. В качестве выемочной единицы можно выделить часть этажа по простиранию длиной до 250— 400 м, обслуживаемую одним рудоспуском.

Рис. 9.6. 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

Очистную выемку начинают с проведения подэтажных погрузочных ортов перпендикулярно подэтажным штрекам. Часть подэтажа, отрабатываемая одним ортом, называется обыч­но панелью. Каждую панель обуривают веерами взрывных скважин диаметром 52—56 мм на полную длину. По окончании обуривания отбивают руду в зажиме, выпускают и доставляют ее до рудоспуска. За один раз взрывают не более двух вееров скважин. В то время как в одних ортах ведут добычу руды, а в других бурят взрывные скважины, третьи по мере надоб­ности находятся в процессе проведения. Таким образом, при такой системе разработки действует на разных подэтажах нес­колько забоев, в которых одновременно и параллельно выпол­няют различные производственные процессы. Это позволяет наиболее полно использовать все оборудование и достигать высоких технико-экономических показателей.

Очистные и проходческие работы осуществляют с примене­нием комплексов самоходного оборудования обычно с дизель­ным приводом. В их состав входят бурильные установки для бурения шпуров или скважин с двумя-тремя манипуляторами, самоходные зарядные установки, ковшовые погрузочнодоставочные машины или комплексы ковшовых погрузчиков и ав­тосамосвалов (если длина доставки значительная).

Основные меры безопасности. Кроме обычных для систем этажного и подэтажного обрушения, необходимо соб­людать меры безопасности, связанные с тем, что работы ведут в тупиковых забоях. Особое внимание следует уделять эффек­тивному проветриванию забоев, которое осуществляют венти­ляторами местного проветривания, а также тщательному конт­ролю работы систем очистки выхлопных газов дизельных машин.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность комплекса оборудования, работающего на один рудо­спуск (или группу рядом расположенных рудоспусков при выдаче руды по сортам), составляет 500—1500 тыс. т/год; про­изводительность труда забойного рабочего — 70—150 т/смену; протяженность выработок 4—10 м на 1000 т запасов руды; потери — 8—15 %; разубоживание — 8-20 %.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения подэтажного обрушения.

2. Порядок проведения очистных работ в варианте системы с дон­ным выпуском.

3. Порядок проведения очистных работ в варианте подэтажного обрушения с торцевым выпуском.

4. Основные меры безопасности.

5. Технико-экономические показатели.

9.8. 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, так как 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.

Подготовка заключается в проведении выработок отка­точного горизонта и проходке блочного восстающего на венти­ляционный горизонт. При использовании самоходного оборудо­вания иногда в породах лежачего бока проводят наклонный съезд, из которого делают засечки в сторону каждого будущего слоя (рис. 9.7).

Рудоспуски, некоторые восстающие стремятся не проходить по руде или породе, а выкладывать в закладке из срубовой крепи или из секций железобетонных и металлических труб, что сопровождается снижением затрат.

Размеры блоков: высота 40-60 м и более (в крутых зале­жах) ; длина блока изменяется от 30-40 до 100-120 м; высота слоя 2,5—3,5 м; высота открытого очистного пространства может достигать перед закладкой высоты двух слоев, если поз­воляет устойчивость боковых массивов (это может быть порода, руда или закладка в соседних уже заложенных заходках).

Очистную выемку ведут в каждом слое в две стадии. На первой стадии отбивают руду шпурами и доставляют ее по поверхности закладки к рудоспуску, при этом слой можно от­рабатывать на всю длину блока, а при недостаточной устойчи­вости боков — частями. На второй стадии закладывают выра­ботанное пространство, руду в это время из блока не вынимают.

Руду отбивают восходящими шпурами, которые бурят те­лескопными перфораторами или бурильными установками на всю высоту слоя. При недостаточной устойчивости боковых по­род и руды ее отбивают горизонтальными шпурами, так как кровля при этом оформляется ровнее и в ней образуется меньше заколов. Таким образом поступают, как правило, при исполь­зовании сухой закладки, слой которой наращивают постепенно вслед за уходом забоя. В этом случае шпуры бурят ручными перфораторами с пневмоподдержек, устанавливаемых на вре­менных помостах у забоя.

Рис. 9.7. Горизонтальные слои с закладкой:

1 — рудоспуск; 2 — трубопровод для закладки; 3 — вентиляционно-зак-ладочный восстающий; 4 — вентиляционно-закладочный горизонт; 5 — погрузочно-доставочная машина; б — навал отбитой руды; 7—бурильная установка; 8 — сбойки наклонного съезда со слоями; 9 — наклонный съезд; 10 — откаточный горизонт; 11 — границы слоев

Отбитую руду доставляют к рудоспускам скреперными уста­новками небольшой мощности, погрузочно-доставочными или погрузочно-транспортными машинами. Последние более пред­почтительны в узких забоях, где машинам типа ПД трудно маневрировать при разгрузке у рудоспуска. Машины типа ПТ могут работать по челночной схеме без маневров, так как имеют заднюю разгрузку бункера. После доставки, как правило, зачищают небольшой верхний слой закладки в рудоспуск для

исключения в нем потерь рудной мелочи (так поступают при гидравлической и твердеющей закладке, сухую закладку закры­вают перед отбойкой и доставкой настилом).

Перед применением гидравлической или твердеющей зак­ладкой наращивают рудоспуски и восстающие, перекрывают перемычками ненужные сбойки с восстающими и наклонными съездами, отсыпают у границ слоя дамбы для ограничения рас­текания закладки. Закладку подают по трубам, проложенным по восстающим или скважинам, пробуренным с закладочного горизонта в очистное пространство.

После дренажа воды из массива гидравлической закладки или после набора твердеющей закладкой необходимой прочнос­ти (в течение нескольких смен) начинают отработку следующего слоя.

При большой высоте очистного пространства и использова­нии самоходного оборудования в состав комплекса очистного оборудования включают машины для осмотра кровли, оборки заколов. С их помощью, если необходимо, можно крепить и боковые стенки.

Основные меры безопасности. Необходимо тщательно следить за состоянием кровли и боков очистного забоя, своев­ременно осуществлять оборку заколов. Запрещается во время закладки слоя находиться в очистном пространстве (при исполь­зовании гидравлической и твердеющей закладки). Необходимо пользоваться индивидуальными средствами защиты от шума и пыли.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку составляет от 40—50 тыс. т/год в маломощных залежах до 200-350 тыс. т/год при использовании самоходного оборудования; производительность труда забойного рабочего — от 12—15 до 60—80 т/смену; протяженность выработок — 2—5 м на 1000 т запасов руды; потери — от 1—2 до 5 %; разубживание - от 2—3 до 10 % (в том числе вследствие примешивания закладки при доставке).

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения горизонтальных слоев с зак­ладкой.

2. Порядок проведения очистных и закладочных работ в блоке.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

9.9. 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. 9.8).

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. Пред­полагается ее использование при разработке богатого железо­рудного Яковлевского месторождения в КМА.

Подготовка почти аналогична подготовке при системе разработки горизонтальными слоями с закладкой. Основное отличие состоит в том, что в закладочном массиве над рудой выкрепляют выработки, необходимые для отвода загрязненного воздуха или для обеспечения запасных выходов, а также для подачи закладки в нижние слои.

Размеры: длина блока достигает 60—80 м, ширина заходок изменяется от 3 до 7 м, высота — до 3—4 м.

Рис. 9.8. 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

Очистная выемка. Заходки отрабатывают проходческим забоем с уклоном вверх в 4—10° (немного больше угла расте­кания закладочной смеси). Руду отбивают шпурами, которые бурят с использованием малогабаритных бурильных установок. Отбитую руду доставляют до рудоспуска, как правило, также малогабаритными погрузочно-транспортными машинами типа ПТ из-за сложности маневрирования при разгрузке.

Длина доставки не превышает обычно 30—50 м. После отра­ботки заходки на одном ее конце ставят перемычку и подают с противоположной стороны закладку. Иногда для упрочения будущей кровли нижних заходок на почву отработанных захо­док укладывают металлическую арматуру. Вести работы в за-ходке, находящейся рядом с заложенной, можно через 5—7 дней, а под ней — через 12—14 дней. Заходки нижележащего слоя жела­тельно смещать по отношению к заходкам выше лежащего для повышения устойчивости искусственной кровли.

Оборудование в верхний слой блока доставляют по уклону своим ходом или с помощью лебедки. Иногда его поднимают по восстающим в разобранном виде. Перед полной закладкой слоя оборудование выводят на уклон или в специально пройден­ные ниши, из которых затем начинают засечку нижележащего слоя.

Основные меры безопасности. Заходки являются в ос­новном тупиковыми забоями, поэтому необходимо обеспе­чить их проветривание с помощью вентиляторов местного про­ветривания. В забоях нужно постоянно следить за состоянием искусственной кровли и боков. Перед закладкой тщательно устанавливать и проверять перемычки. Восстающие и рудоспус­ки перекрывать решетками. Необходимо применять индиви­дуальные меры защиты от шума и пыли.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность по блоку составляет 80—120 тыс. т/год, производитель­ность забойного рабочего — до 30 т/смену, протяженность выра­боток — 8—12 м на 1000 т запасов руды, потери — 3—5 %, разубоживание — 8—10%.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения нисходящей слоевой выемки с твердеющей закладкой.

2. Порядок ведения добычных и закладочных работ в блоке.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

9.10. 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 к его длине, на всю мощность залежи. Призабойное пространство крепят, причем крепь перемещают вслед за забоем и кровля за ней обрушается.

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

Эта система является единственно возможной при добыче марганцевых руд в Никополь-Марганецком и Чиатурском бас­сейнах. Применяется она также на некоторых других рудниках.

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

Подготовка. Шахтное поле разделяют главными и выемоч­ными штреками (как правило, парными) на столбы. Ширина столба может изменяться от 20—30 до 50—80 м, длина столба на марганцевых шахтах 300-800 м, на других рудниках, разра­батывающих металлические руды, — до 100 м. Все выработки, включая вентиляционные штреки для подачи свежего и отвода загрязненного воздуха, проводят по руде фактически в одной плоскости. Это усложняет вентиляцию, и при пересечении раз­личных вентиляционных струй (свежей и загрязненной) необхо­димо устраивать специальные переходы (кроссинги) для загряз­ненного воздуха над выработками, по которым подают свежий воздух (рис. 9.9).

Очистную выемку столба ведут обратным ходом (от гра­ницы шахтного поля к главным откаточным штрекам).

Выемку руды лавами в мягких рудах осуществляют меха­низированными комплексами с отбойкой комбайнами (длина лавы 50—80 м), а в рудах с коэффициентом крепости, равным (предел прочности при сжатии 40-50 МПа), - с применени­ем буровзрывной отбойки и скреперной доставки (длина лавы 20-40 м).

Рис. 9.9. 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

Механизированные комплексы типа ОКП применяют на шах­тах Никополь-Марганецкого бассейна.

Буровзрывную отбойку в лавах применяют в Чиатурском бассейне, отбитую руду доставляют скрепером вдоль лавы до выемочного штрека, где ее через полок погружают в вагоны электровозного транспорта. Крепление в лаве выполняют метал­лическими или деревянными стойками. Для предотвращения попадания руды в выработанное пространство перед взрывом вдоль ближайшего к забою ряда стоек устанавливают щиты.

Выемка заходками целесообразна при наличии слабой кровли. Ширина заходок 2,8-3,5 м, ширина столба 20-40 м. Отбойка руды в заходках — механическая, с применением ком­байнов типа КШГ (Никополь-Марганецкий бассейн) либо буро­взрывная (Чиатурский бассейн). При отбойке руды комбайна­ми ее грузят на секционный забойный ленточный конвейер и далее транспортируют так же, как при выемке лавами. При буровзрывной отбойке руду грузят ковшовыми погрузочными машинами с задней разгрузкой непосредственно в вагоны элект­ровозного транспорта. Для бурения шпуров применяют элек­трические сверла. Заходки крепят металлическими или дере­вянными рамами приблизительно через 0,7—1 м, а кровлю и бо­ка между рамами затягивают (закрепляют) горбылем. Отрабо­танные заходки через одну от действующей погашают, вытягивая

крепежные рамы с помощью лебедки или взрывая накладные заряды ВВ (деревянные рамы). Кровля при этом обрушается. Для проветривания заходок используют вентиляторы местного проветривания. Свежий воздух подводят по одному выемоч­ному штреку и отводят по другому.

Основные меры безопасности. Из-за наличия неустой­чивых руд и пород следует обращать особое внимание на креп­ление, особенно в заходках. Наиболее опасными являются рабо­ты, связанные с погашением заходок (посадкой кровли). В погашаемых заходках могут находиться только специально обученные рабочие-посадчики. Если после извлечения крепи кровля не обрушается, то работа в соседних заходках запреще­на до обрушения кровли, так как крепь этих заходок может разрушаться из-за резко возрастающего при задержке обруше­ния горного давления.

Технико-экономические показатели. Производитель­ность при выемке столба с применением механизированных комплексов достигает 100 тыс. т/год, производительность труда забойного рабочего 17—25 т/смену; протяженность выра­боток — 6—7 м на 1000 т запасов руды; потери — 10—12 %; разубоживание — 2—7 %.

Вопросы для проверки

1. Сущность и условия применения столбовой системы с обрушением кровли.

2. Порядок проведения очистных работ при выемке лавами.

3. Основные меры безопасности.

4. Технико-экономические показатели.

10. ПОДЗЕМНЫЙ ТРАНСПОРТ И ПОДЪЕМ

Все процессы перемещения руды из очистных блоков к мес­ту ее отгрузки потребителю на поверхности образуют в сово­купности единую систему транспортирования. Звенья этой сис­темы - подземное транспортирование и подъем, связанные друг с другом через перегрузочные комплексы околоствольных

дворов.

10.1. ПОДЗЕМНЫЙ ТРАНСПОРТ

Подземное транспортирование руды представляет собой перемещение ее от пунктов выгрузки из очистных блоков до рудничного подъема. Подземный транспорт используют для своевременного и бесперебойного снабжения добычных участ­ков материалами, инструментом, оборудованием и при необхо­димости для перевозки людей к месту работы и обратно.

На рудниках, добывающих металлические руды, используют следующий подземный транспорт:

периодического действия (рельсовый или безрельсовый, самоходное оборудование на пневмошинном ходу);

непрерывного действия (конвейерный).

Наибольшее распространение на подземных рудниках полу­чил рельсовый транспорт. Это обусловлено тем, что руда представляет собой обычно крупнокусковой материал, обла­дающий большим удельным весом, крепостью и абразивностью.

Основным видом локомотивов являются рудничные элек­тровозы — контактные, питающиеся от воздушной электри­ческой сети, и аккумуляторные, применяемые в основном на небольших рудниках или на рудниках, опасных по взрыву газов .

Наиболее распространены контактные электровозы серии К. Их выпускают четырех основных типоразмеров со сцепным весом, равным 70, 100, 140 и 280 кН. Чем больше сцепной вес, тем тяжелее состав, который может везти электровоз. Руднич­ные электровозы выпускают для различной ширины колеи рельсового пути: 600, 750 и 900 мм. Чем выше производитель­ность рудника, тем шире колея.

Руду перевозят, как правило, в вагонах с глухим кузовом серии ВТ, которые разгружаются опрокидыванием и обладают наибольшей прочностью. Вагоны вместимостью 0,7— 2,2; 4—8 и 8—10 м3 используют при производительности рудника соответ­ственно 0,1—1; 1—3 млн. т/год и при большей производи­тельности.

В отдельных случаях применяют вагоны опрокидные или с боковой разгрузкой.

В зависимости от сцепного веса электровоза в составе может быть до 10-20 вагонов.

Для перемещения породы, как правило, используют такие же вагоны, как для руды. Для перевозки людей (при расстоянии от ствола до забоев Более 1 км) применяют специальные пассажирские вагоны, рассчитанные на 12—18 мест.

Рельсовый путь в подзем­ных выработках укладывают на деревянные шпалы. Если срок его службы более 10—12 лет, используют железобетонные шпалы. Для укладки шпал отсы­пают полотно из балласта (ще­бень или гравий), причем тол­щина слоя балласта под шпалами должна составлять не менее 0,1 м. На поворотах радиус закруглений равен 10—15 м в погрузочных выработках и 15— 20 м в капитальных транспорт­ных выработках и околостволь­ных дворах. В местах разветвле­ния рельсового пути устанавли­вают стрелочные переводы.

Скорость движения рельсово­го транспорта по подземным выработкам должна быть не более 5,5 м/с (около 20 км/ч)".

Размеры поперечного сечения транспортных выработок определяют, учитывая, что зазоры между подвижным составом и стенкой выработки должны быть не менее 0,2—0,25 м, между составами в двухпутных выработках — не менее 0,2 м и зазоры для прохода людей с одной стороны — 0,7—1 м. Контактный провод подвешивается на высоте не менее 1,8 м от головки рельсов (рис. 10.1).

Безрельсовое транспортирование с использованием самоходного оборудования применяется пока редко. Основной вид транспорта — автосамосвалы типа МоАЗ грузоподъемностью 20-22 т. Перспективным видом транспортного оборудования являются изготовленные впервые в нашей стране автопоезда типа АШ-75 грузоподъемностью 75 т. Они состоят из двух тяга­чей с дизельным двигателем, расположенных в начале и конце состава, и пяти вагонов с боковой разгрузкой грузоподъемностью 15 т каждый. Основное достоинство автопоездов заклю­чается в том, что для их движения необходимы выработки с площадью поперечного сечения всего 10-12 мг, тогда как для автосамосвалов МоАЗ, обладающих почти вчетверо меньшей грузоподъемностью, — 19 м2. Кроме того, при применении автопоездов нет необходимости в маневрировании в местах

t 2 3 4 5

Рис. 10.1. Поперечное сечение незакрепленной транспортной выработки при электровозной откатке:

1 — шпала; 2 — рельсы; 3 — бал­ласт; 4 — водоотливная канав­ка; 5 — трап для прохода лю­дей; 6 — вагоны; 7 — контакт­ные провода

разгрузки, так как они движутся челночно без разворота.

Ленточные конвейеры применяют только для транспорти­рования мелкокусковых мягких руд, например на марганцевых шахтах. При этом нередко для вспомогательных целей приходит­ся использовать рельсовый или автомобильный транспорт. Разработаны и проходят испытания конвейеры типа КЛТ, в кото­рых лента уложена на лотки колесных тележек, перемещающих­ся по раме конвейера. Эти конвейеры могут транспортировать крупнокусковую (до 1,2 м) руду.

Вопросы для проверки

1. Основное оборудование, используемое при рельсовом транспор­тировании.

2. Устройство рельсового пути и размеры поперечного сечения транс­портных выработок.

3. Оборудование, используемое при безрельсовом транспортировании.

10.2. РУДНИЧНЫЙ ПОДЪЕМ

Рудничный подъем — выдача руды и породы на поверхность с подземных горизонтов. Он необходим только при вскрытии стволами.

По типу оборудования рудничный подъем разделяют на клетевой, скиповой, конвейерный, автомобильный, а по назна­чению — на главный (для выдачи руды) и вспомогательный.

Подъем руды вагонетками в одно- и двухэтажных кле­тях применяют на небольших рудниках с производительностью 0,3—0,7 млн. т/год, а при малой глубине разработки (300— 400 м) — до 1—1,5 млн. т/год. Вместимость поднимаемых ваго­неток при этом не превышает 4,5 м3. При клетевом подъеме требуется меньший объем проходки околоствольных вырабо­ток, чем при скиповом.

На рудниках с производительностью более 0,7—1 млн. т/год и при значительной глубине разработки используют, как прави­ло, скиповой подъем руды. Высокая производительность скипов объясняется их большей вместимостью (до 22 м3) скоростью движения (до 20 м/с и более, тогда как клети дви­жутся со скоростью не более 8 м/с), а также полной автомати­зацией погрузочно-разгрузочных операций и подъема — спус­ка скипов.

Конвейерный подъем применяют на сравнительно неглу­боких рудниках (до 400—600 м) большой производительности (свыше 4—5 млн. т/год), а при глубине разработки до 100-150 м — на рудниках с производительностью более 1— 1,5 млн. т/год. Как правило, применяют мощные ленточные конвейеры. Производительность конвейера, установленного на подъеме на руднике им. Кирова в Кривбассе, например, состав­ляет 5000 т/ч. Для использования конвейерного подъема необ­ходимо сравнительно мелкое дробление руды на куски разме­рами не более 0,1-0,15 м. Угол наклона ствола не должен превы­шать 16—18°.

Автомобильный подъем руды целесообразен при глубине разработки до 150—200 м и производительности рудника 0,5—1 млн. т/год. Поэтому он применяется в нашей стране в единичных случаях. Угол наклона автомобильных стволов — 6-8°.

Для вспомогательного подъема по вертикальным ство­лам используют то же оборудование, что и для главного. Его назначение заключается в выдаче на поверхность породы (ваго­нами в клетях или скипами); спуске—подъеме людей (в кле­тях), спуске в шахту материалов, инструмента (в клетях), спуске рабочего и подъеме неисправного оборудования (мало­габаритное — в клетях; крупногабаритное — на подвеске под клетями, целиком или частями, либо на специальных грузовых платформах в неразобранном виде по отдельным стволам, как, например, на рудниках Джезказганского ГМК).

При конвейерном подъеме руды необходима проходка спе­циальных стволов (обычно вертикальных) для вспомогатель­ных нужд.

При подъеме руды по автомобильным стволам их исполь­зуют, как правило, и в качестве вспомогательных. Причем, спуск—подъем людей, спуск материалов и инструмента осущест­вляют в специальных автомобилях, породу вывозят в тех же автомобилях, что и руду, оборудование спускают своим ходом, а выдают на поверхность также своим ходом или на буксире и в разобранном виде.

Рудничный подъем — наиболее ответственное звено техноло­гической схемы подземного рудника. Шахтные стволы служат десятки лет и поэтому требуют тщательного ухода, который является залогом безопасной работы в них. Вследствие много­образия функций шахтных стволов, рудничный подъем рабо­тает по строгому графику. График подъема предусматривает точное расписание всех видов работ, в перечень которых вхо­дят: ежесменные осмотры подъемных сосудов и проверки защитных устройств, блокировки; ежесуточные проверки состояния крепи, армировки ствола и подъемных канатов, а также электрооборудования; спуск-подъем людей (один-два раза в смену); подъем руды и породы. Суммарные затраты времени на все виды проверок ствола достигают 7-8 ч в сутки. На подъем руды и породы отводится около 16 ч в сутки.

Автоматизация подъема включает в себя управление подъемными установками, погрузочно-разгрузочными операци­ями с подъемными сосудами; блокировку (отключение и торможение) подъемных установок, предотвращающую неточ­ную установку подъемных сосудов на горизонтах и на поверх­ности, а также падение подъемных сосудов в ствол при отклю­чении электроэнергии; сигнализацию о положении подъемных сосудов в стволе и состоянии всей системы подъема в целом. Уровень автоматизации при скиповом подъеме достигает 100 % (подъем осуществляют без участия человека, но под его конт­ролем) .

Вопросы для проверки

1. Условия применения клетевого и скипового подъемов руды по вертикальным стволам.

2. Условия применения конвейерного и автомобильного подъемов руды по наклонным стволам.

3. Назначение вспомогательного подъема.

4. Организация работы подъема.

10.3. ПЕРЕГРУЗОЧНЫЕ КОМПЛЕКСЫ ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ДВОРОВ

Околоствольные дворы служат для связи стволов с гори­зонтальными вскрывающими выработками, по которым осу­ществляют подземное транспортирование.

Околоствольные дворы представляют собой сложные соору­жения и выполняют несколько функций (см. разд. 6.5). Основ­ная из них — перегрузка руды и породы, поступающих из очист­ных и проходческих забоев. Ее осуществляют в специально ос­нащенных выработках околоствольных дворов.

При клетевом подъеме перегрузку руды или породы с рельсового транспорта выполняют следующим образом. Груже­ный состав подходит к клетевому стволу, и вагоны по одному закатывают в клеть и поднимают на поверхность, где их разгру­жают и спускают в клетях на рабочий горизонт. Затем закаты­вают в клеть новый груженый вагон, который выталкивает из нее порожний, и цикл повторяется. К концу разгрузки с другой стороны ствола скапливаются все порожние вагоны состава, кото­рый затем направляют под загруз­ку на участки.

При скиповом подъеме (рис. 10.2) и рельсовом транспор­тировании груженые вагоны по одному или по два разгружают с использованием вагоноопрокидывателей в приемный бункер под­земной дробилки или в рудоспуск, по которому руду перепуска­ют в этот бункер с верхних гори­зонтов. Затем раздробленная до крупности 250 — 300 мм руда поступает в бункер скипового подъема, а оттуда с помощью дозатора загружается в скипы. Вместимость бункера скипового подъема должна быть не меньше того объема руды, который под­нимают в скипах за 20 мин непре­рывной работы. При наличии мел­кой руды дробилка отсутствует.

Если используют автотранс­порт, схема перегрузки сохра­няется такой же, однако из нее исключают вагоноопрокидыва­тель, так как автосамосвалы разг­ружаются сами.

Конвейером транспортируют обычно мелкую руду, предва­рительно раздробленную в участковых дробилках. Поэтому в перегрузочном комплексе дробилка, как правило, отсутствует.

Конвейерный подъем оборудуют дробильно-перегрузочным узлом, аналогичным дробильно-перегрузочному узлу скипового подъема. Отличие заключается в том, что бункера имеют большую вместимость, а руда дробится до крупности менее 0,1-0,15 м.

Если конвейерный подъем сочетается с конвейерным транс­портированием, то дробильно-перегрузочный узел не устраивают.

Таким же образом поступают при перемещении руды по наклонному стволу автомобилями. В этом случае автосамосва­лы вывозят руду на поверхность непосредственно из забоев и совмещают доставку, подземное транспортирование и подъем.

Рис. 10.2. Схема подзем­ного перегрузочного узла при скиповом подъеме ру­ды:

1 — скиповой ствол; 2 — круговой вагоноопрокиды­ватель: 3 — приемный бун­кер подземной дробилки;

4 — подземная дробилка;

5 — бункер скипового подъ­ема; 6 - дозирующее уст­ройство; 7—скип

Вопросы для проверки

1. Как работает перегрузочный узел клетевого подъема?

2. Как производится перегрузка руды из транспортных средств в скипы?

3. Особенности перегрузочных узлов при клетевом и автомобиль­ном подъемах.

11. РУДНИЧНЫЙ ВОДООТЛИВ

Водоотлив — удаление на поверхность шахтных вод из под­земных выработок. Если месторождение вскрыто стволами, то водоотлив осуществляют посредством подъема воды по трубам. При вскрытии штольнями воду удаляют из рудника самотеком по канавкам.

Источники поступления шахтных вод: водоотдача насы­щенных водою горных пород, фильтрация воды по трещинам из вышележащих подземных водоносных горизонтов или запол­ненных водой подземных пустот, фильтрация по трещинам или через зоны обрушения воды из поверхностных водоемов (рек, озер, болот и т. п.) и от атмосферных осадков.

Способы борьбы с водопритоками:

ограждение шахтного поля от поверхностных вод;

осушение пород, вмещающих месторождение;

собственно водоотлив из подземных выработок;

защита подземных выработок от затопления.

11.1. БОРЬБА С ПОВЕРХНОСТНЫМИ И ПОДЗЕМНЫМИ ВОДАМИ

Ограждение шахтного поля от поверхностных вод осущест­вляют посредством осушения или заключения в искусственные русла водоемов на поверхности шахтного поля, оставления охранных целиков под крупными водоемами, заполнения бето­ном или глиной трещин, по которым вода проникает в подзем­ные выработки.

Небольшие реки и пруды, как правило, отводят в обход шахтного поля, мелкие озера и болота осушают, откачивая из них воду. Если отвод и осушение нецелесообразны или вообще невозможны, то под реками, водоемами (особенно, крупными)

144 оставляют в рудном теле охранные целики, которые обычно не отрабатывают.

Если породный массив над месторождением разбит интен­сивной трещиноватостью, то все более или менее значительные источники поверхностного стока необходимо заключать в искусственные русла — железобетонные каналы.

Если же источники поступления поверхностных вод в под­земные выработки являются отдельные зоны трещиноватости, то они могут быть экранированы заполнением их глиной или бетоном.

Осушение месторождений. В породах, расположенных над рудными телами, может быть несколько водоносных горизон­тов, в некоторых из которых вода находится под большим дав­лением. Известковые породы нередко содержат естественные полости (карсты), заполненные водой или водонасыщенными песчано-глинистыми и илистыми материалами. Если при добыче руды происходит сдвижение налегающих пород и их растрескива­ние или обрушение, то возможен прорыв воды из вышележащих водоносных горизонтов. То же самое может произойти и при подсечении горными выработками крупных Тектонических трещин, связанных с водоносными горизонтами, или карстовых полостей. Нередко подземные выработки могут быть затоплены водонасыщенными песками, слагающими водоносные горизонты либо заполняющими трещины или карстовые полости.

Для предотвращения подобных явлений применяют поверх­ностное, подземное или комбинированное осушение шахтных полей.

При поверхностном осушении с поверхности по границам шахтного поля бурят водопонижающие, поглощающие и разгру­жающие скважины. В водопонижающие скважины помещены насосы, которые откачивают воду на поверхность. Поглощаю­щие скважины служат для перепуска воды из водоносного го­ризонта в поглощающий, расположенный ниже рудного тела. Разгружающие скважины пробуривают в высоконапорные водоносные горизонты, и вода выходит из них на поверхность самотеком под действием собственного давления.

Подземное осушение осуществляют с помощью специаль­ных дренажных выработок или фильтров (скважин), устанавли­ваемых (пробуренных) из подземных выработок.

Комбинированное осушение целесообразно применять при значительной мощности водоносных пород, а также для ускорения осушения при большой глубине вскрытия.

Вопросы для проверки

1. Как защищают месторождения от поверхностного стока?

2. Каким образом осушают месторождения?

11.2. ПОДЗЕМНЫЙ ВОДООТЛИВ

Подземный водоотлив осуществляют насосными станциями главного водоотлива. Они состоят из насосных агрегатов, уста­новленных в насосной камере, водосборников и трубопроводов. Насосные станции располагают обычно в околоствольных дво­рах. Так как насосные агрегаты являются наиболее мощными потребителями электроэнергии в околоствольном дворе, камера насосной станции примыкает, как правило, к камере подзем ной электроподстанции.

Насосный агрегат состоит из центробежного насоса с элек­тродвигателем. Общее число рабочих насосов определяют исходя из того, что они должны обеспечивать откачку всей поступающей за сутки в шахту воды не более чем за 20 ч. Кроме того, на стан­ции устанавливают резервные насосы, число которых составляет 30—50 % от числа рабочих насосов. Учитывая необходимость проведения плановых ремонтов насосов, предусматривают их дополнительное число (около 10 % от числа рабочих насосов). Таким образом, при потребности в 7 рабочих насосах на насос­ной станции устанавливают всего 11 насосов, из которых три резервных, а один в ремонте.

Насосные камеры располагают либо выше уровня воды в водосборнике, либо ниже (заглубленные насосные). Незаглубленные насосные станции отделяют от других выработок око­лоствольного двора водонепроницаемыми перемычками с гер­метичными дверями, а их пол приподнимают на 0,5 м над уров­нем почвы околоствольного двора.

Заглубленные насосные станции позволяют постоянно дер­жать насосы под заливкой, что значительно облегчает их запуск в автоматическом режиме. Для защиты камеры от затопления на одном ходке устанавливают водонепроницаемую перемычку с герметичной дверью, а другой наклонный ходок выводят выше уровня околоствольного двора.

Водосборники представляют собой одну или несколько выработок, пройденных ниже уровня откаточного горизонта. Вода стекает в них со всего горизонта по водосборным канав­кам откаточных выработок. Так как водосборники время от времени необходимо ремонтировать и очищать от осевших в них ила и грязи, они оборудуются перемычками для того, чтобы один из них мог быть осушен на время ремонта или очистки. Рабочая вместимость водосборников рассчитана не менее чем на четырехчасовой водоприток при остановленных насосах. Например, при водопритоке 500 м3/ч рабочая вместимость водосборников должна составлять более 2 тыс. м3.

Водосборники очищают от ила скреперными установками или грязевыми насосами, взмучивая сжатым воздухом ил в заполненном водой водосборнике.

Трубопроводы, по которым откачивают воду на поверх­ность, прокладывают не менее чем в две нитки. Общее число ниток определяют исходя из того, что продолжительность откач­ки суточного водопритока должна составлять не более 20 ч при скорости воды в трубах не выше 2,5 м/с. К определенному таким способом числу ниток трубопроводов добавляют одну резервную. Трубопроводы из насосной станции выводят в ствол по наклонному ходку и прикрепляют к крепи или расстрелам.

Вопросы для проверки

1. Устройство и оборудование насосных камер.

2. Назначение, устройство водосборников, их вместимость.

11.3. ЗАЩИТА ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК ОТ ЗАТОПЛЕНИЯ

Защита подземных выработок от затопления состоит в ус­тановке глухих или с герметически закрывающимися дверями водонепроницаемых перемычек, а также в проведении вырабо­ток с бурением опережающих скважин при опасности внезап­ных прорывов воды.

Глухие герметичные перемычки возводят в выработках, отделяющих затопленное выработанное пространство (отрабо­танные участки, например) от действующих добычных участ­ков. Они представляют собой железобетонную пробку, края которой заглублены в породу для увеличения ее сопротив­ления сдвигающим усилиям от напора воды за перемычкой.

Водонепроницаемые перемычки, оборудованные гермети­чески закрывающимися дверями, возводят в основных отка­точных выработках для защиты от внезапных прорывов воды. Тело перемычки выполняют из железобетона с отверстием для проезда электровозов. Со стороны возможного прорыва воды устанавливают поднимающийся вверх стальной затвор,

рассчитанный на давление до 6 МПа. В железобетонном теле вверху проложена стальная труба большого диаметра для ава­рийного выхода людей из зоны затопления, а также трубы, в которых помещают электрические кабели и по которым по­дают сжатый воздух. При возникновении опасности затопления стальной затвор опускают с помощью лебедки и наглухо пере­крывают отверстие в перемычке. Подобные перемычки установ­лены и действуют на Миргалимсайском месторождении в Ка­захстане.

Проведение выработок в условиях опасности возникновения внезапного прорыва воды, например, вблизи крупных тектони­ческих трещин, связанных с водоносными горизонтами, или подземных пустот (карстов), заполненных водой, осуществля­ют с бурением скважин, опережающих забой не менее чем на 5 м.

Вопрос для проверки

Основные меры зашиты подземных выработок от затопления.

11.4. ОЧИСТКА И ИСПОЛЬЗОВАНИЕ ШАХТНЫХ ВОД

Использование откачиваемой на поверхность воды для технологических и хозяйственных нужд является дополнитель­ной мерой борьбы с водопритоками в подземные выработки (иначе откачиваемая вода может вновь проникнуть в них). С другой стороны, использование шахтных вод отвечает требо­ванию рационального использования природных ресурсов и способствует повышению эффективности разработки место­рождения.

Однако шахтные воды отличаются повышенным содержа­нием растворенных в них минеральных солей и имеют кислот­ную или щелочную среду, что может вызвать засорение трубо­проводов, усиленную коррозию металлов конструкций и т. п. Поэтому шахтные воды как правило, непригодны для питья, а для использования в производстве или в сельском хозяйстве их необходимо очищать от растворенных минеральных солей, мелких взвешенных частиц, кислот (нейтрализовать), нефте­продуктов, а также обеззараживать (особенно при сбросе в естественные водоемы).

Для очистки шахтных вод необходимо строить иногда доро­гостоящие очистные сооружения, которые снижают содержание вредных примесей в шахтных водах до предельно допустимых концентраций.

Вопрос для проверки

Почему необходима очистка шахтных вод?

12. РУДНИЧНАЯ ВЕНТИЛЯЦИЯ

Рудничную вентиляцию, или проветривание шахт, применяют для создания в подземных выработках нормальных атмосфер­ных условий. Она должна исключить вредное воздействие на человека ядовитых газов, содержащихся в рудничном воздухе, высоких и низких температур, а также предотвратить опасные скопления вредных газов.

12.1. РУДНИЧНЫЙ ВОЗДУХ И ТРЕБОВАНИЯ К ЕГО СОСТАВУ

Рудничный воздух — смесь атмосферного воздуха и других газов, образующихся в подземных выработках или выделяю­щихся в них из массива.

Как известно, атмосферный воздух, окружающий земную поверхность, состоит из газов и паров. В нем на уровне моря содержится около 78,08 % азота, 20,95 % кислорода, 0,93 % ар­гона, 0,03 % углекислого газа и 0,01 % таких газов, как гелий, неон, криптон, озон, радон, водород и аммиак.

При прохождении по подземным горным выработкам состав атмосферного воздуха изменяется, так как содержание кисло­рода уменьшается, а углекислого газа и азота — увеличивается. Кроме того, к нему примешиваются различные газы (вредные примеси), выделяющиеся в выработки из горных пород (метан, водород и др.) или появляющиеся вследствие производства взрывов, работы дизельных машин, гниения деревянной кре­пи и т. д.

Температура и влажность воздуха также изменяются, увели­чивается запыленность. Все эти примеси могут сделать воздух непригодным для дыхания. Некоторые газы (метан, водород) образуют с воздухом смеси, в которых малейшая искра может стать причиной пожара или даже взрыва. Поэтому Правила безопасности предъявляют строгие требования к составу рудничного воздуха и контролю за ним.

Например, содержание кислорода в воздухе выработок, где работают или могут находиться люди, не должно быть менее 20 %. Содержание углекислого газа на рабочих местах должно быть не более 0,5 %, а в выработках, по которым отводят из шахты загрязненный воздух, — не более 0,75 %. Только при проведении и восстановлении выработок в местах завалов в забоях допускается содержание углекислого газа до 1 % (в 33 раза больше, чем в атмосферном воздухе).

Очень жестки требования Правил безопасности к предельно допустимым концентрациям (ПДК) в рудничном воздухе ядовитых газов. Так, окиси углерода, образующейся при взры­вах, пожарах, входящей в состав выхлопных газов дизельных двигателей, должно быть не более 0,0016 % по объему. ПДК се­роводорода, образующегося при гниении дерева и выделяющего­ся из некоторых руд, составляет 0,00066 %. ПДК сернистого газа, выделяющегося при взрывных работах и пожарах на неко­торых рудниках, добывающих медные руды, не превышает 0,00035 %. Концентрация окиси азота, образующейся при про­изводстве взрывов и входящей в состав выхлопных газов ди­зелей, допускается не более 0,00025 %.

Концентрации газов метана и водорода ограничиваются пре­делами взрывоопасное™ их смеси с воздухом. Из этих сообра­жений максимально допустимое содержание метана в воздухе составляет 0,5—2 %, водорода — 0,5 %.

Большой вред здоровью наносит минеральная пыль, содер­жащаяся в рудничном воздухе в местах ведения горных работ (бурения, взрывания, погрузки, разгрузки, транспортирования, дробления и т. п.). Высокая запыленность воздуха при длитель­ном воздействии вызывает такое опасное легочное заболевание, как пневмокониоз. Особенно тяжелая форма этого заболева­ния — силикоз, вызываемый вдыханием пыли, содержащей большое количество кристаллического кремнезема Si02, входя­щего в состав многих пород и руд.

Поэтому действующие санитарные нормы строго ограничи­вают количество пыли в рудничном воздухе. В соответствии с ними установлены следующие предельно допустимые концен­трации некоторых видов минеральной пыли в воздухе: для пы­ли, содержащей более 70 % кремнезема, — 1 мг/м3; при содер­жании кремнезема 10-70 % - 2 мг/м3, менее 10 % - 4 мг/м .

Для сохранения здоровья горняков правилами безопасности также установлены пределы изменения температуры руднич­ного воздуха от 2 до 26 °С. При меньшей температуре руднич­ный воздух подогревают специальными устройствами — кало­риферами, при большей — охлаждают (кондиционируют).

Контроль состава рудничной атмосферы. Для получе­ния информации о составе и состоянии рудничной атмосферы на рудниках осуществляют систематический анализ газового состава рудничного воздуха, его запыленности и температуры.

Анализ газового состава может быть оперативным и лабо­раторным. Оперативный анализ газового состава рудничной атмосферы выполняют с применением переносных газоанализа­торов в забоях, выработках и камерах. При этом устанавли­вают, как правило, содержание какого-либо одного вредного газа (иногда двух-трех), наиболее опасного в условиях данного рудника. На многих рудниках ведут также систематический опе­ративный контроль стационарными автоматическими газоана­лизаторами, устанавливаемыми, например, на струе загрязнен­ного воздуха, отводимого после проветривания из шахты. Ла­бораторный контроль полного газового состава осуществля­ют периодически на основе анализа проб шахтного воздуха, взятых в подземных выработках.

Контроль запыленности воздуха в подземных выработках ведут, используя переносные пылемеры, которые позволяют установить массовую концентрацию пыли в шахтном воздухе.

Основная мера борьбы с примесями вредных газов — разжижение их свежим воздухом до предельно допустимых концентраций, т. е. подача в забои дополнительного количества свежего воздуха.

Для борьбы с запыленностью шахтного воздуха приме­няют комплекс мер. Наиболее распространено гидрообеспы­ливание, которое включает: бурение шпуров и скважин с промывкой водой, бурение скважин погружными пневмоу­дарниками, работающими на смеси сжатого воздуха с водой (вода выбрасывается в скважину при выхлопе отработавшего сжатого воздуха в виде водяного тумана); распыление воды в виде туманного облака длиной до 50—70 м на пути распростра­нения газов после производства взрывов (при этом распыленная вода частично поглощает ядовитые газы); орошение водой навала отбитой руды при погрузке ее в доставочные, транспорт­ные или подъемные средства, а также в местах разгрузки; осаждение пыли из воздушных потоков в горных, главным обра­зом транспортных, выработках с помощью водяных завес; смывание пыли со стенок горных выработок.

Кроме гидрообеспыливания применяют такие меры сниже­ния запыленности воздуха, как бурение шпуров с отсосом пыли из них в специальные воздухоочистители, где пыль осаждается из воздуха, запрещение подачи в шахту свежего воздуха по скиповым стволам, применение рабочими индивидуальных средств защиты от пыли—респираторов, т. е. дыхательных аппа­ратов, снабженных противопылевыми фильтрами.

Вопросы для проверки

1. Требования к составу рудничного воздуха.

2. Нормы содержания пыли в рудничном воздухе, его допустимая температура.

3. Как осуществляют контроль состава рудничной атмосферы?

4. Основные меры борьбы с запыленностью рудничного воздуха.

12.2. ОПРЕДЕЛЕНИЕ РАСХОДА ВОЗДУХА, НЕОБХОДИМОГО ДЛЯ ПРОВЕТРИВАНИЯ

Расход рудничного воздуха, являющегося единственным источником дыхания для всех работающих под землей, ограни­чивается объемом подземных выработок. Так как кислород рудничного воздуха расходуется на дыхание людей, работу гор­ных машин, окисление руд и т. п., необходимо его постоянное пополнение за счет притока свежего воздуха с поверхности.

Расход воздуха, необходимый для проветривания горных выработок, определяют по нескольким факторам.

Во-первых, по разжижению газообразных продуктов взрыва ВВ (в первую очередь, СО) до безопасного содержания (0,008 %). Как уже отмечалось, при взрыве 1 кг ВВ выделяется от 700 до 1000 л различных газов.

Во-вторых, расход воздуха определяют по максимально­му числу людей в выработке, исходя из нормы 6 м3/мин на одного человека.

В-третьих, учитывают суммарную мощность работающих в выработке дизельных машин. Для разжижения выхлоп­ных газов, содержащих вредные примеси (например, угарный газ), полагается подавать 6,8 м3 воздуха в минуту на 1 кВт мощ­ности дизельных двигателей.

В-четвертых, расход воздуха, необходимый для проветри­вания, определяют по пылевому фактору (по выносу пыли из забоев).

Для эффективного выноса пыли из забоя скорость воздуха должна быть не менее 0,3 м/с.

Из всех четырех расчетных значений требуемого расхода воздуха выбирают наибольшее.

Свежий воздух подают в забой только по подземным выра­боткам. Чем больше расход воздуха и чем меньше поперечное сечение выработки, тем выше скорость воздушной струи. При значительных скоростях воздуха быстро наступает переохлаж­дение организма шахтера, кроме того, затрудняется передви­жение по выработке. Поэтому Правилами безопасности установ­лено, что в выработках, где работают или передвигаются люди, скорость воздуха должна быть не более 8 м/с. В соответствии с этим выбирают и площадь поперечного сечения выработки. Так, если по выработке необходимо подавать 40 м3 воздуха в секунду, площадь ее поперечного сечения должна быть не менее 5 м2 (40 м3/с:8 м/с = 5 м2).

Для замера скорости движения воздуха применяют ане­мометры. Эти приборы состоят из вращающейся крыльчатки с лопастями в виде полусферических чашечек и измерителя час­тоты вращения крыльчатки. Скорость движения воздуха указы­вается стрелкой на шкале прибора. Зная скорость движения воз­духа и площадь поперечного сечения выработки, можно рассчи­тать расход воздуха. Например, при скорости движения 6 м/с в выработке площадью поперечного сечения 12 м2 расход возду­ха составляет 6-12 = 72 м3/с.

Вопросы для проверки

1. По каким факторам определяется расход воздуха, необходимого для проветривания?

2. Каковы допустимые скорости движения воздуха в подземных выработках и как они связаны с площадью поперечного сечения вы­работок?

12.3. СХЕМЫ ПРОВЕТРИВАНИЯ РУДНИКОВ

Схема проветривания — порядок распределения и дви­жения воздуха по выработкам.

Воздух подают в шахту по одним выработкам, а отводят на поверхность по другим.

На подземных рудниках наиболее часто применяют диаго­нальные схемы проветривания, являющиеся прямоточными. При размещении вскрывающих выработок на флангах место­рождения (см. разд. 6.3) свежий воздух подают по клетевому стволу, по которому осуществляют спуск — подъем людей, или специальному воздухоподающему стволу, а загрязненный отводят на поверхность по вентиляционному стволу на другом фланге месторождения.

Рис. 12.1. Схема вентиляции рудника:

1 - вентиляторная установка; 2 - фланговые воздухоотводящие ство­лы; 3 - центральный воздухоподающий ствол; 4 — вентиляционный го­ризонт; 5 - откаточный горизонт; 6 - очистной блок; направление движения чистого воздуха показано сплошными стрелками, загрязнен­ного — пунктирными

При центральном расположении главных вскрывающих выработок свежий воздух подают в клетевой или воздухопо­дающий ствол в центре месторождения, а загрязненный удаля­ют через вентиляционные стволы, расположенные на его флан­гах (рис. 12.1).

Во всех случаях, кроме аварийных, люди спускаются под землю и поднимаются из шахты на поверхность по свежей струе. Существует старое горняцкое правило: чтобы найти выход из шахты, двигайся так, чтобы ветер дул в лицо.

Нагнетаемый под землю по стволам или штольням свежий воздух затем распределяется по всем подземным выработкам и очистным забоям. При этажной разработке его подают в очист­ные блоки снизу с откаточного горизонта, а отводят наверх на вентиляционный горизонт.

Чем протяженнее и сложнее сеть подземных выработок, тем большее сопротивление движению воздуха она представ­ляет и тем труднее ее проветривать. Поэтому фланговую схему вентиляции можно эффективно применять при сравнительно небольшой длине месторождения.

Все выработки и очистные забои проветривают, как правило, за счет общешахтной струи при сквозном движении воздуха. Однако тупиковые проходческие и очистные забои таким обра­зом проветривать не удается. Если они имеют длину до 10 м, то их проветривание осуществляют за счет диффузии (посте­пенного проникновения свежего воздуха в тупиковый забой). При большей длине тупикового забоя такое проветривание, как неэффективное, запрещено Правилами безопасности. Для подачи свежего воздуха в протяженные тупиковые забои приме­няют нагнетательный у всасывающий и комбинированный спосо­бы местного проветривания посредством специальных пере­носных вентиляторов и вентиляционных труб.

Вопросы для проверки

1. Как проветривают рудники при фланговом и при центральном расположениях главных вскрывающих выработок?

2. Как проветривают тупиковые забои?

12.4. ВЕНТИЛЯЦИОННОЕ ОБОРУДОВАНИЕ И МЕТОДЫ УПРАВЛЕНИЯ ВЕНТИЛЯЦИОННОЙ СТРУЕЙ

Для подачи свежего воздуха в шахту используют вентиля­торные установки главного проветривания. Они распо­лагаются на поверхности вблизи герметически закрытых устьев стволов или штолен и обеспечивают проветривание подземных выработок шахты. Установки включают в себя рабочий и резер­вный вентиляторы, помещенные в специальном здании, связан­ном со стволом или штольней вентиляционным каналом. Они также включают в себя устройства для реверсирования (изме­нения направления) воздушной струи, необходимого при авари­ях под землей, и для подогрева (калориферы) или охлаждения (кондиционеры) воздуха, подаваемого в шахту.

Вентиляторы главного проветривания могут нагнетать свежий воздух в ствол или штольню (нагнетательный способ проветривания) или отсасывать загрязненный воздух через вентиляционные стволы (всасывающий способ проветривания). При большом сопротивлении шахтной сети движению воздуха можно использовать комбинированный всасывающе-нагнетательный способ проветривания.

Для проветривания тупиковых подземных выработок при­меняют вентиляторные установки местного проветри­вания. Они состоят из вентилятора с приводом и воздухопроводов. В качестве воздухопроводов используют гибкие (проре­зиненные) или жесткие (металлические и прорезиненные с каркасом) вентиляционные трубы. Привод вентиляторов местного проветривания может быть электрическим (вентиля­торы серии ВМ) или пневматическим (вентиляторы серии ВМП). Они рассчитаны на трубопроводы диаметром 0,3-0,6 (до 1,2) м, имеют производительность 1,1—5,7 м3/с (до 20 м3/с) и массу 70-350 кг (до 2300 кг). Эти вентиляторы используют для проветривания тупиковых выработок длиной 500—600 м и бо­лее. При значительной длине выработок возможно их проветри­вание посредством нескольких последовательно соединенных вентиляторов.

Для проветривания тупиковых выработок можно применять схему нагнетательного (вентилятор установлен на свежей струе, подачу воздуха в забой осуществляют по гибким трубам) или всасывающего проветривания (вентилятор установлен у забоя, отсос загрязненного воздуха осуществляют по жесткой трубе, а выброс его после вентилятора — по гибкой трубе). Дос­тоинством схемы всасывающего проветривания является то, что свежий воздух проходит по всей длине выработки.

Управление вентиляционной струей в подземных выработках необходимо для того, чтобы направлять в каждый рабочий забой необходимое для проветривания количество воздуха. Воздушной струей управляют с помощью таких вен­тиляционных устройств, как вентиляционные перемычки, двери, ляды, устройства для пропуска воздуха (кроссинги, трубы). Изменение направления вентиляционной струи в шахте произ­водят посредством реверсивных устройств вентиляторных установок главного проветривания.

Проветриванию рудников уделяют большое и постоянное внимание, так как от него зависит здоровье, а иногда и жизнь рабочих.

Сеть шахтных выработок, как правило, довольно сложна, поэтому эффективное управление проветриванием горных выработок также связано с определенными трудностями. В уп­равлении проветриванием основная роль принадлежит различ­ным вентиляционным устройствам. Каждый горняк должен помнить, что вследствие разрушения вентиляционных перемы­чек, дверей или неправильного обращения с вентиляционными дверьми (они должны быть постоянно закрыты) можно лишить свежего воздуха целые участки.

Вопросы для проверки

1. Где размешаются, как оборудуются и работают вентиляторные установки главного проветривания?

2. Схемы проветривания тупиковых забоев.

3. Назначение вентиляционных устройств.

13. ЭНЕРГОСНАБЖЕНИЕ РУДНИКОВ, ОСВЕЩЕНИЕ ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК

В подземных рудниках для привода горных машин исполь­зуют два вида энергии: электрическую и пневматическую (сжатый воздух).

Кроме того, для самоходного оборудования все шире приме­няют двигатели внутреннего сгорания, главным образом дизельные, топливо для которых при больших расходах может подаваться под землю с поверхности по трубам. Электроэнер­гию используют для освещения подземных выработок, зданий и сооружений на поверхности, а также для получения сжатого воздуха.

Подземные рудники при высоком уровне механизации трудоемких производственных процессов являются крупными потребителями энергии, в первую очередь электрической.

13.1. ЭЛЕКТРОСНАБЖЕНИЕ РУДНИКОВ

Электроприводом оборудованы добычные и транспортные машины, подъемные, вентиляционные и водоотливные установ­ки. Поэтому надежное снабжение электроэнергией является основой не только высокопроизводительной работы рудника, но и безопасности подземных рабочих.

Рудники снабжают электроэнергией обычно от внешних высоковольтных электрических сетей напряжением около 35 Кв по двум самостоятельным линиям (для большей надеж­ности). Некоторые рудники в отдаленных районах могут иметь собственную электростанцию. Кроме того, такой электростан­цией, как источником резервного питания, обладают и рудники, снабжающиеся электроэнергией только по одной линии элек­тропередач.

Электроэнергия от внешних сетей поступает на расположен­ную на поверхности главную понизительную подстанцию (ГПП), где напряжение понижают до 6 к В.

Потребители электроэнергии на руднике работают на пере­менном токе напряжением 6 кВ (высоковольтные электро­двигатели) или 0,38 к В. Высоковольтными электродвигателями снабжены подъемные установки, вентиляторы главного провет­ривания, мощные компрессоры для подачи сжатого воздуха, насосы главного водоотлива.

После ГПП часть электроэнергии направляют для питания высоковольтных электродвигателей на поверхности, другую часть после понижения напряжения через трансформаторы до 0,38 кВ расходуют на питание низковольтных двигателей.

Для питания подземных потребителей электроэнергию под напряжением 6 кВ подают по стволу не менее чем двумя кабелями до центральной подземной подстанции (ЦПП). От ЦПП, расположенной в околоствольном дворе, через распре­делительные подземные пункты (РПП) электроэнергию направ­ляют по кабелям к потребителям с напряжением 6 кВ и к участ­ковым подземным подстанциям (УПП), понижающим напряже­ние до 0,38 к В и снабжающим электроэнергией двигатели гор­ных машин. УПП размещают обычно на откаточных горизонтах в специальных камерах или тупиках. Они могут быть стационар­ными и передвижными, последние удобнее при сравнительно быстром перемещении фронта очистных работ.

Проводку в шахтах выполняют кабелями, которые крепят к стенкам выработок на кронштейнах.

На каждый участок электроэнергию подают по отдельному кабелю — фидеру. В начале фидера для защиты шахтной элект­росети устанавливают автоматический фидерный выключатель, срабатывающий и отключающий участок при длительных пе­регрузках или коротких замыканиях. Подключение горных машин к фидеру осуществляют через рудничные пускатели. Аппаратуру, оболочки кабелей, трубы, рельсы и т. п. необхо­димо заземлять.

Осветительную сеть питают электроэнергией через специ­альные аппараты, понижающие напряжение до 220/127 В для постоянного освещения и до 36 В для переносных светильников.

Вопросы для проверки

1. Назовите потребителей электроэнергии напряжением 6 кВ.

2. Каким образом электроэнергию подают на добычные участки?

13.2. СНАБЖЕНИЕ РУДНИКОВ СЖАТЫМ ВОЗДУХОМ

Сжатый воздух как источник энергии широко используют для привода бурильных машин, некоторых типов погрузочно-доставочного оборудования, различных лебедок вспомо­гательного назначения, забойных насосов, а также для продувки шпуров и скважин перед заряжанием, для их пневмозаряжания, подчистки почвы выработок у проходческих забоев и т. п. Общий расход сжатого воздуха в руднике может достигать нескольких тысяч кубических метров в минуту.

Рабочее давление сжатого воздуха для большинства горных машин составляет 0,4—0,6 МПа.

Сжатый воздух для нужд рудника получают при использо­вании компрессоров, которые устанавливают, как правило, на поверхности вблизи главных стволов в помещении компрес­сорных станций. На крупных рудниках применяют мощные турбокомпрессоры с подачей 250-1290 м3/мин с электродви­гателями мощностью 100-900 кВт. На средних и мелких рудниках используют поршневые компрессоры с подачей до 100 м3/мин при мощности двигателя до 630 кВт.

Подачу сжатого воздуха от компрессорных установок в за­бои осуществляют по трубопроводам диаметром до 0,4 м, которые опускают под землю по стволам и далее разводят по подземным выработкам. Для сглаживания пульсации давления сжатого воздуха, поступающего после компрессоров (особенно, поршневых), в начале трубопровода устанавливают воздухо­сборники — металлические баки вместимостью до 25 м3.

При движении по трубопроводам давление сжатого воздуха снижается вследствие преодоления им различных сопротивлений (вентилей, поворотов и т. п.) и утечек через неплотные соеди­нения ("шипуны"). В отдаленных забоях понижение давления может быть настолько значительным, что работа горных машин становится невозможной. В таких случаях иногда применяют специальные подземные компрессоры, повышающие давление сжатого воздуха до нужной величины.

При эксплуатации трубопроводов необходимо ликвидиро­вать утечки сжатого воздуха, так как даже небольшое снижение его давления резко уменьшает, например, производительность бурильных установок и, следовательно, выработку бурильщика.

Вопросы для проверки

1. Каким образом и где получают сжатый воздух?

2. Каким образом сжатый воздух передают потребителям?

13.3. ОСВЕЩЕНИЕ ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК И РАБОЧИХ МЕСТ

Подземные выработки, в которых осуществляют транспор­тирование руды, породы или других грузов, передвижение людей, погрузочно-разгрузочные работы, а также выработки и камеры околоствольных дворов необходимо освещать в соответствии с нормами освещенности, установленными Прави­лами безопасности.

Для освещения используют стационарные светильники, переносные прожекторы, питающиеся от шахтной сети и имею­щие защитное исполнение (пылевлагонепроницаемое или взрывобезопасное).

Шахтное самоходное оборудование оснащено прожекторами и фарами для местного освещения, питающимися от силового электрического кабеля, контактного провода или аккумулятора самой машины. Кроме того, каждый рабочий обязан иметь пе­реносной индивидуальный светильник.

Индивидуальный светильник состоит из аккумуляторной батареи, закрепляемой на поясе рабочего, и головной фары, которая крепится к каске для того, чтобы руки были свобод­ными и луч света всегда был направлен в ту сторону, куда смотрит человек.

Индивидуальный светильник должен быть рассчитан не менее чем на 10 ч непрерывного горения. Его выдают перед спуском в шахту в специальных помещениях — ламповых. В ламповой заряжают аккумуляторы, ремонтируют и хранят индивидуаль­ные светильники, ведут регистрацию их выдачи и возвращения. Каждый светильник снабжается номером и закрепляется за определенным рабочим, поэтому он служит элементом табель­ного учета, который позволяет установить, кто именно находит­ся в данный момент под землей.

Получив индивидуальный светильник, рабочий обязан удос­товериться в его исправности, целости корпуса аккумуляторной батареи, корпуса и защитного стекла головной фары. При обна­ружении неисправностей или поломке светильник необходимо сдать в ламповую и взамен получить новый.

После выхода из шахты светильник сдают в ламповую. Если через два часа после окончания смены светильник не будет сдан, то руководство обязано выяснить причину этого и пред­принять соответствующие меры, вплоть до поисков рабочего в подземных выработках. Поэтому светильник следует сдавать в ламповую сразу же после выхода из шахты.

Вопросы для проверки

1. Правила обращения с индивидуальным светильником.

2. Почему необходимо сдавать индивидуальный светильник в лампо­вую немедленно после выхода из шахты?

14. МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ОБСЛУЖИВАНИЕ ГОРНЫХ РАБОТ

Маркшейдерская служба на рудниках призвана обеспе­чить правильное и безопасное ведение горных работ.

Задачи маркшейдерии заключаются в изучении и графичес­ком отражении:

строения, формы и размеров рудных тел в недрах;

размещения в рудном теле полезных и вредных компонен­тов (составляющих);

свойств руды и вмещающих пород;

расположения выработок в пространстве;

деформаций пород и земной поверхности, вызванных веде­нием горных работ;

динамики (перемещения, изменения) горных работ в прост­ранстве и во времени.

Эти задачи решают на базе натурных измерений — марк­шейдерских съемок, математической обработки их резуль­татов и последующих графических построений (составления горно-графической, или маркшейдерской, документации).

Маркшейдерские работы на рудниках выполняют специа­листы маркшейдерских бюро и отделов, возглавляемых глав­ным маркшейдером рудника. Отделы дают информацию руко­водству о состоянии горных работ, характере и скорости де­формаций массивов и поверхности, полноте, качестве и объе­мах добычи руды.

Маркшейдерские съемки основываются на привязке к опор­ным геодезическим сетям, представляющим собой сеть точек на земной поверхности, координаты и высотные отметки которых измерены с высокой точностью. Опорные геодезичес­кие сети — составная часть государственных геодезических сетей, покрывающих всю территорию страны.

Для маркшейдерских съемок используют следующие основ­ные маркшейдерские приборы:

теодолиты и угломеры для измерения углов;

нивелиры, барометры для измерения высот и превышений;

профилографы, профилемеры для измерения уклонов рель­совых путей и почвы выработок;

рулетки, ленты для измерения длин линий;

дальномеры для определения расстояний между точками;

горные компасы для определения направлений;

световые лазерные указатели направления;

приборы специального назначения для измерения смещений горных пород и поверхности, для съемки подземных пустот, определения направления скважин и т. п.

Основные виды маркшейдерских съемок:

разбивка промплощадки, включая размещение, и высотные отметки зданий и сооружений, в том числе устьев главных вскрывающих выработок;

осуществление геометрической связи подземных съемок со съемками на поверхности земли-(ориентирно-соединительные съемки);

задание направлений для проведения подземных горных вьь работок и скважин;

прокладка сложных (ломаных и криволинейных) трасс подземных выработок;

контроль уклонов горных выработок и рельсовых путей;

задание направления для проведения выработок встречными забоями (сбойка выработок);

съемки очистных работ;

маркшейдерские замеры выработок, объемов руды на скла­дах и учет добычи руды на шахте.

Разбивку зданий и сооружений осуществляют с использова­нием теодолитов, нивелиров и рулеток. Зная проектные коор­динаты центра здания, направления его главных осей и размеры, находят на местности и отмечают специальными знаками — ре­перами местоположение всех основных точек будущего здания. Реперы устанавливают на основе точного измерения расстояний и превышений от точек опорных геодезических сетей, местопо­ложение и высотные отметки которых известны. Таким же об­разом находят местоположение осей главных вскрывающих выработок.

Вследствие проведения ориентирно-соединительных съе­мок получают точные координаты в пространстве основных подземных выработок. Эти съемки заключаются в определении через вскрывающие выработки направлений от точек опорной геодезической сети к проекциям на земную поверхность харак­терных точек подземных выработок и измерений разницы высот между ними. По результатам ориентирно-соединительных съе­мок строят совмещенные планы промплощадки рудника и под­земных выработок, на основе которых можно определить, например, места заложения на поверхности новых вскрывающих выработок, скважин для подачи закладки в подземные выра­ботки и т. п.

Направления подземных выработок задают на основе ориентирно-соединительных съемок относительно точек опор­ной маркшейдерской подземной сети и знания координат того места, куда должна быть направлена выработка.

Трассы подземных выработок прокладывают аналогичным образом последовательно для каждого участка выработки по ломаной линии, состоящей из прямолинейных отрезков.

Контроль уклонов горных выработок осуществляют посредством измерения превышений последовательно на каж­дом отрезке этих выработок.

Задание направления для проведения выработок встреч­ными забоями выполняют аналогично прокладке трасс выра­боток. Задача состоит в том, чтобы выработки, проводимые навстречу друг другу, точно совпали при соединении (сбойке).

Съемки очистных работ заключаются: в установлении истинной формы, размеров и взаимного расположения очистных выработок, целиков, выработанного пространства, зон обруше­ния; в определении извлеченных запасов руды, замере объемов потерянной руды и примешавшейся пустой породы. Эти данные необходимы для контроля за соблюдением проектов, нормати­вов потерь и разубоживания, за местоположением очистных забоев и т. п.

Маркшейдерские замеры выработок необходимы для определения объемов проходки и затрат на нее, для установле­ния изменения поперечного сечения выработок под воздействи­ем горного давления и т. д. Замеры объемов руды на складах при известных объемах отгрузки руды потребителям дают пред­ставление о том, сколько добыто руды за тот или иной период и как выполняется план добычи.

Результаты всех маркшейдерских съемок после их матема­тической обработки переносят на чертежи или вносят в сводную документацию.

Вопросы для проверки

1. Какие задачи выполняет маркшейдерская служба на рудниках?

2. Основные виды маркшейдерских съемок и их назначение?

15. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ КОМПЛЕКС РУДНИЧНОЙ ПОВЕРХНОСТИ

Рудничная поверхность, или промплощадка рудника, — спла­нированная и благоустроенная часть земной поверхности, на которой расположены комплекс зданий и сооружений, желез­ные и автомобильные дороги, сети электро- и водоснабжения, канализации и т. п., необходимые для обеспечения производ­ственной деятельности рудника (рис. 15.1).

Промплощадку разделяют на зоны основного производ­ства, транспортно-складскую, вспомогательных производств и административно-общественную. Кроме того, предусматри­вают резервные участки для расширения предприятия.

Застройку промплощадки можно осуществлять по блоки­рованной и рассредоточенной схемам. Блокированная схема застройки отличается компактным размещением сооружений в одном или нескольких крупных зданиях.

Рис. 15.1. План промплощадки подземного рудника:

1 — резервный склад руды; 2 — конвейерная галерея; 3 — бункер для погрузки руды в железнодорожный транспорт; 4 — башенный копер скипового ствола; 5 — главная вентиляторная установка; 6 — склады; 7 — мастерские; 8 — административно-бытовой комбинат (АБК) ; 9 -подземный переход к клетевому стволу от АБК; 10 — компрессор­ная; 11 — башенный копер клетевого ствола; 12 — электроподстанция

Рассредоточенная схема застройки промплощадки, как правило, вынужденная, например, при размещении объектов рудничной поверхности в узких горных долинах или на крутых склонах. Такая схема застройки характерна для ряда рудников цветной металлургии, некоторых железорудных шахт Сибири.

Здания и сооружения промплощадки целесообразно блоки­ровать (объединять) по группам в зависимости от их назначе­ния. К первой группе относят здания и сооружения, связанные с обслуживанием стволов шахты. Вторую группу составляют главным образом производственные объекты вспомогательного назначения; третью - административно-бытовые помещения.

К основным производственным объектам относят копры, надшахтные здания, здания подъемных машин, бункера, склады для руды и отвалы для пустых пород, в отдельных случаях дробильно-сортировочные установки и обогатительные фабрики.

Надшахтные здания предназначены для размещения в них оборудования, связанного с выдачей на поверхность руды и породы в скипах или вагонетках, спуска в шахту людей, обо­рудования, материалов, а также для герметизации устья ствола, если по нему подают в шахту свежий воздух.

Здания подземных машин строят отдельно, если над шахтой установлен стальной копер. Если в стволе расположено несколько подъемов, то возводят несколько зданий подъемных машин. Их располагают вблизи обслуживаемого ствола.

Бункера для руды и породы (если их выдают в скипах) устраивают в непосредственной близости от разгрузочных уст­ройств на шахтном копре.

Склады руды, обычно открытые, необходимы на мощных рудниках, когда руду отгружают эшелонами, для загрузки ко­торых понадобились бы бункера чрезмерно большой вмести­мости.

Такие склады особенно нужны при больших перерывах или перебоях в подаче под погрузку железнодорожных составов. Иногда при резком колебании качества добываемой руды устра­ивают усреднительные склады, на которых руду разных сортов перемешивают (усредняют) для получения в смеси пос­тоянного содержания полезных компонентов, что необходимо для эффективной работы обогатительных фабрик. Отгрузку ру­ды из складов выполняют с применением мощного погрузочно­го оборудования — экскаваторов, ковшовых погрузчиков и т. д.

Отвалы предназначены для складирования пустых пород, извлеченных в шахте при проведении выработок, иногда при очистной выемке, когда руду и породу из блоков выдают от­дельно. Объемы добываемых таким образом пустых пород мо­гут достигать нескольких тысяч кубических метров в год, и отвалы занимают огромную площадь. Поэтому под них отводят неудобные, бросовые земли, овраги, выработанное прост­ранство карьеров, а иногда и зоны обрушения на поверхности. Многие пустые породы представляют собой ценные строитель­ные материалы. В этом случае их используют для строитель­ства дорог, приготовления бетона или твердеющей закладки и т. д. Иногда пустые породы содержат в себе ряд ценных полез­ных компонентов в количествах, при которых их извлечение невозможно или невыгодно в настоящее время. Такие породы складируют в отвалы, предполагая последующее использование.

На промплощадке многих рудников строят перерабаты­вающие предприятия, которые выдают промпродукт с повышенным по сравнению с рудой содержанием металла или концентрат, содержание металла в котором позволяет исполь­зовать его на металлургических заводах для выплавки данного металла. К таким перерабатывающим предприятиям относят, например, дробильно-сортировочные установки, где дро­бят руду и выделяют из нее часть примешанных пустых пород, и обогатительные фабрики.

К вспомогательным объектам рудничной промплощадки относят здания и сооружения энергетического хозяйства (глав­ные понизительные электрические подстанции, компрессорные установки, котельные для обогрева), ремонтные мастерские для горно-шахтного оборудования, склады оборудования и ма­териалов, склады взрывчатых веществ и материалов, гаражи, пожарные депо, производственные лаборатории и т. п.

К объектам административно-общественного характера относят административный корпус (управление) рудника, бы­товой комбинат, столовые, зоны отдыха. Административный корпус, бытовой комбинат и столовые нередко блокируют в одном здании (административно-бытовой комбинат) . В адми­нистративно-бытовом комбинате размещают управление руд­ником, нарядные участков, гардеробные, душевые, прачечную, медпункт, ламповое хозяйство и т. п. АБК связан с надшахт­ным зданием крытым или подземным переходом.

Вопрос для проверки

Основные объекты рудничной промплощадки и их назначение.

16. ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ И ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЕ ДЕЛО

Подземная разработка месторождений, в том числе рудных, относится к производствам с повышенной опасностью для ра­ботающих. Поэтому здесь действуют весьма строгие Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и рос­сыпных месторождений подземным способом (ЕПБ). Неукос­нительное соблюдение этих правил — залог безопасной работы. Ниже излагаются основные правила безопасности, причем в скобках даются ссылки на номера соответствующих параграфов ЕПБ (М., Недра, 1977).

16.1. ОБЩИЕ ПРАВИЛА

Поступая на шахту, рабочий проходит предварительное обу­чение по технике безопасности в течение 10 дней и сдает экза­мен. К работе допускают только после инструктажа по технике безопасности (ТБ), проводимого на рабочем месте. Инструк­таж повторяют не реже двух раз в год (§ 8).

На шахте ведут строгий учет всех спустившихся в шахту и вышедших из нее. Учет осуществляют по индивидуальным светильникам и табельным номерам (§ 7). Это необходимо потому, что в шахте работают одновременно сотни людей, а по табельному номеру можно быстро установить число рабо­чих, не вышедших из шахты. Если табельный номер не возвра­щен через два часа после окончания смены, руководству нуж­но выяснить причины задержки и при необходимости принять соответствующие меры. Поэтому рабочий должен строго вы­полнять правила табельного учета.

Всех рабочих необходимо ознакомить с главными и запас­ными выходами из шахты на поверхность и путями прохода к ним от рабочих мест (§ 9), а также с правилами личного поведения во время различных аварий (§ 13).

Запрещается допуск к работе и пребывание на террито­рии шахты лиц в нетрезвом состоянии (§ 31).

На шахтах, опасных по газу и пыли, запрещается проносить табак и курительные принадлежности, курить и пользоваться открытым огнем. Лиц, замеченных в нарушении этого запрета, немедленно отстраняют от работы и привлекают к ответствен­ности в установленном порядке.

Рабочие, виновные в невыполнении требований безопасности, в зависимости от характера нарушений и тяжести их последствий несут ответственность в дисциплинарном или судебном порядке (§ 732).

Вопросы для проверки

1. Правила табельного учета.

2. Основные запреты и ответственность за их нарушения.

16.2. СПУСК В ШАХТУ И ПОДЪЕМ ИЗ НЕЕ ПЕРЕДВИЖЕНИЕ ПО ВЫРАБОТКАМ

Спуск и подъем людей по вертикальным выработкам осуществляют в клетях, а при проходке вертикальных вырабо­ток — в порожних бадьях под защитой предохранительных зон­тов (§ § 377, 379). Клети для спуска и подъема людей обору­дуют открывающимися внутрь дверьми, которые на время движения должны запираться засовами (§ 382). Запрещается спуск и подъем людей в скипах, за исключением случаев ос­мотра и ремонта стволов, а также при авариях (§394). Спуск и подъем людей в клетях вместе с грузом также запрещен (§ 395).

При спуске и подъеме в клетях необходимо беспрекос­ловно подчиняться требованиям рабочих, обслуживающих подъем. Посадка в клеть и выход из нее после подачи сигнала запрещены (§ 401).

При движении по горизонтальным и наклонным вы­работкам в пассажирском поезде запрещено входить, выходить и высовываться из вагонов (§ 286), перевозить взрывчатые, легковоспламеняющиеся и едкие материалы (§ 288). Запреща­ется езда на локомотивах, в необорудованных грузовых вагонах и на платформах (§ 290).

По конвейерным выработкам допускается перевозка людей только на специальных грузо-людских конвейерах (§ 345).

Движение людей по выработке разрешено только по свобод­ному проходу с одной из ее сторон (§ 46,47).

Запрещается касаться контактного провода, кабелей и элект­рооборудования, заходить в машинные камеры и подземные электроподстанции. Стоящие составы следует обходить, ни в коем случае не проходя между вагонетками и не перелезая через них. Через конвейеры нужно переходить только по специальным мосткам, перекинутым через них.

Вентиляционные двери необходимо закрывать после прохож­дения через них.

Запрещено заходить в закрытые для доступа (закрещенные) выработки (§ 20,24).

Вопросы для проверки

1. Правила спуска и подъема по стволам.

2. Правила движения по выработкам.

16.3. ОСНОВНЫЕ ПРАВИЛА БЕЗОПАСНОСТИ ПРИ РАБОТЕ В ОЧИСТНЫХ И ПРОХОДЧЕСКИХ ЗАБОЯХ

В отдаленные от основных рабочих мест забои или выработ­ки нужно посылать не менее двух опытных рабочих (§ 14).

Доступ в очистные забои разрешается только по специаль­ным ходовым выработкам (§ 203).

Каждый рабочий, придя на рабочее место, обязан прежде всего удостовериться в безопасном состоянии забоя, кровли и боков выработки, крепи, действии вентиляции, проверить исправность инструментов, механизмов и оборудования (§ 17).

Перед началом работы необходимо проверить устойчивость кровли и боков выработки посредством осмотра и простуки­вания. При наличии признаков отслоения кусков руды или по­роды необходимо обобрать их из безопасного места с прочного настила специальным инструментом, а при необходимости уста­навливать дополнительную крепь (§ 175). Если в забое обна­руживают признаки самообрушения, надо немедленно выйти из него и оградить забой для предупреждения входа в него людей (§ 176).

К управлению забойным оборудованием допускают только специально обученных людей, имеющих удостоверение на право работы на данном оборудовании.

Все ходовые отделения восстающих во избежание падения в них людей необходимо перекрывать лядами или решетками, а вентиляционные восстающие и рудоспуски — решетками или грохотами (§ 166).

Действующие выпускные отверстия (дучки) должны быть заполнены рудой, а недействующие — закрыты перемычками (§ 168). Доступ в отработанные очистные камеры запрещен (§ 174).

При работе в наклонных выработках и восстающих необхо­димо тщательно закреплять в выработке оборудование и ра­ботать с предохранительными поясами.

Во время работы погрузочных или погрузочно-доставочных машин запрещено находиться в забое, у рабочего органа, на скреперной дорожке, а также загружать ковш, бункер или кон­вейер вручную (§ 178,221).

По окончании смены рабочие обязаны предупредить рабочих последующей смены о возможных опасностях в забоях (§ 18).

Основы техники безопасности при взрывных работах опи­саны в разд. 4.2.

Вопросы для проверки

1. Основные меры безопасности перед началом работы в забоях.

2. Меры безопасности во время работы в забоях.

3. Основные меры безопасности при взрывных работах (см. разд. 4.2).

16.4. ОСНОВЫ ЭЛЕКТРОБЕЗОПАСНОСТИ

Электроэнергия — основа энергоснабжения рудников. Однако в стесненных условиях подземных выработок, при повышенной влажности, выделении взрывчатых газов, нали­чии горючих материалов (деревянной крепи, прорезиненных вентиляционных труб, конвейерных лент, и т. п.) необходимо строгое соблюдение Правил безопасности. В противном случае возможны поражения людей электрическим током, возникно­вение подземных пожаров или взрыва газа.

Рудничное электрооборудование выпускают в специальном исполнении, защищенном от вредного воздействия повышен­ной влажности, а на рудниках, опасных по взрыву газа и пыли, — во взрывобезопасном и искробезопасном исполнении. Шахт­ные установки снабжены надежным заземлением и защитой от утечек тока и коротких замыканий, поэтому при правильной эксплуатации и соблюдении мер безопасности исключаются поражение электрическим током, возникновение пожаров и взрывов.

Персонал, допущенный к обслуживанию электроустановок, должен быть специально обучен. Проверку знаний рабочих Правил технической эксплуатации установок проводят не реже одного раза в год. Такую проверку проводят и после каждого нарушения этих Правил (§ 494,495).

Во избежание несчастных случаев и аварий запрещается (§ 491): 170

обслуживание электроустановок без защитных средств (перчаток и т. п.);

ремонт электрооборудования и электрических сетей под напряжением;

оставление под напряжением неиспользуемых электричес­ких сетей (кроме резервных); обшивка кабелей деревом;

эксплуатация неисправного электрооборудования и кабелей;

ремонт сетей и электрооборудования людьми, не связанны­ми с работой на этом оборудовании.

Загоревшееся электрооборудование и кабели ни в коем случае нельзя тушить водой. Для этой цели необходимо исполь­зовать песок или инертную пыль.

Вопрос для проверки

Основные меры электробезопасности.

16.5. ПРОМЫШЛЕННАЯ САНИТАРИЯ

Отсутствие естественного освещения, выделение вредных газов, повышенные шум и вибрации на рабочих местах, запы­ленность воздуха отрицательно влияют на здоровье и произво­дительность труда горняков.

Важнейшими мерами, обеспечивающими благоприятные условия для работы горнорабочих, являются жесткие нормы для предельно допустимых концентраций в шахтной атмосфере вредных газов и пыли, а также ограничение предель­ных температур в рабочих забоях от +2 до +26 С. Снижение концентрации газов и пыли, а также изменение температуры достигается увеличением количества воздуха, подаваемого в забои, его охлаждением или подогревом.

Кроме того, каждый рабочий бесплатно обеспечивается индивидуальными средствами защиты — каской, спец­одеждой, обувью и т. п. (§ 6).

Для борьбы с воздействием на человека шума и вибрации не допускают согласно Правилам безопасности эксплуатацию оборудования без устройств или с неисправными устройствами для снижения интенсивности шума и вибрации (§ 693). При высоком уровне шума рабочие должны применять противо­шумовые наушники.

Не допускается эксплуатация машин с двигателями внут­реннего сгорания без эффективных нейтрализаторов выхлоп­ных газов (§ 694).

Для защиты от пыли, помимо общешахтных мер борьбы с запыленностью (см. разд. 12.1), применяют индивидуальные меры защиты — респираторы и защитные очки (§ 698).

Во избежание отравления и желудочных заболеваний запре­щено использовать для питья шахтную воду. Все рабочие долж­ны обеспечиваться свежей водой для питья (§ 704).

Рабочих необходимо обучить приемам оказания первой доврачебной помощи и снабдить их индивидуальными перевя­зочными пакетами в прочной водонепроницаемой оболочке (§ 719). Во всех цехах на поверхности, в околоствольном дво­ре (медпункте) и в камерах вблизи забоев должны быть ап­течки первой помощи (§ 720).

Все рабочие должны систематически, не реже одного раза в год, проходить медицинское освидетельствование с обязатель­ной рентгенографией грудной клетки (§ 5). Лица, у которых при этом обнаружено заболевание, препятствующее их исполь­зованию на выполняемой работе, должны незамедлительно переводиться на другую работу в соответствии с заключением врачебной комиссии (§ 700).

Необходимо еще раз подчеркнуть, что сохранение здоровья горняков зависит от строгого соблюдения Правил безопасности.

Вопросы для проверки

1. Средства индивидуальной защиты рабочего и правила пользова­ния ими.

2. Меры индивидуальной охраны здоровья горняков.

16.6. РУДНИЧНЫЕ ПОЖАРЫ И БОРЬБА С НИМИ

Рудничные пожары — наиболее опасные аварии, происходя­щие на подземных рудниках, поэтому им посвящен специальный раздел в ЕПБ.

Для предотвращения рудничных пожаров применяют комп­лекс общерудничных противопожарных мер. Они включают: сооружение из несгораемых материалов копров, надшахтных зданий, вентиляционных каналов, крепи устьев стволов, штолен и их сопряжений с горизонтами; оборудование устьев воздухо-подающих стволов и штолен несгораемыми металлическими лядами или дверьми (§ 610-612).

Запрещается курение и пользование открытым огнем в над­шахтных зданиях, помещениях, где имеются смазочные и обти­рочные материалы, а также во всех камерах для электромашин, электроподстанциях и электровозных депо (§ 613).

Промывка и чистка бурильных машин, смазка вагонов, хранение смазочных, обтирочных материалов и жидкого топли­ва в подземных выработках допускаются только в специально отведенных и оборудованных местах, обеспеченных противопо­жарными средствами (§ 615—617).

Запрещается осматривать выработки, люки, бункера, бросая в них зажженные горючие материалы (§ 618).

На каждом действующем подземном горизонте оборудуют склады противопожарных материалов (§ 620). Материалы этих складов запрещено использовать на нужды, не связанные с лик­видацией аварий (§ 622). Склады должны быть заперты и оп­ломбированы. В случае аварий замки складов можно взламы­вать (§ 623).

На рудниках, опасных по самовозгоранию руды, запрещено оставлять в очистных забоях скопления рудной мелочи, при­менять для закладки материалы, склонные к возгоранию, остав­лять в выработанном пространстве рудные целики, не предус­мотренные проектом. Все рабочие должны быть ознакомлены с методами распознавания самовозгорания, основными прие­мами борьбы с пожарами от самовозгорания руды и методами самоспасания при их возникновении (§ 628, 629).

При возникновении пожара каждый работающий обязан немедленно сообщить об этом руководству, принять меры по удалению людей из выработок и по ликвидации очага пожара всеми имеющимися средствами (§ 633).

Работы по ликвидации пожара в загазованных выработках (например, установку перемычек) разрешается осуществлять только горноспасателям. Работы на свежей струе можно выпол­нять силами рабочих под непосредственным наблюдением лиц надзора. При этом все рабочие должны иметь самоспасатели, а вблизи места проведения работ необходимо наличие горноспа­сателей со средствами оказания первой помощи (§ 641).

Вопросы для проверки

1. Основные меры по предотвращению рудничных пожаров.

2. Правила поведения при рудничных пожарах и их ликвидации.

16.7. ОСНОВНЫЕ ПРАВИЛА ПОВЕДЕНИЯ ПРИ АВАРИЯХ НА РУДНИКАХ

На каждом руднике разрабатывают и периодически пере­сматривают "План ликвидации аварий" (§ 13). Он представля­ет собой комплекс мероприятий, проводимых при возникнове­нии в подземных условиях тех или иных аварийных ситуаций: подземных пожаров, прорыва воды, выбросов газов, обвалов, отключения электроэнергии и т. д.

Руководство обязано ознакомить каждого рабочего под рас­писку с правилами личного поведения во время аварий и, в первую очередь, с кратчайшими путями выхода из забоя в безо­пасное место (на свежую струю) за срок, не превышающий время действия самоспасателя. Все рабочие обязаны твердо знать расположение запасных выходов и пути подхода к ним (§ 9). Для оповещения рабочих о возникновении аварии на каж­дой шахте должна быть оборудована световая, громкоговоря­щая или иная аварийная сигнализация. Получив оповещение об аварии, каждый рабочий обязан немедленно прекратить ра­боту, предупредить об опасности товарищей, руководство, выйти на свежую струю и двигаться к запасному выходу.

При выходе из аварийной зоны по задымленным или зага­зованным выработкам рабочие должны использовать самоспа­сатели — дыхательные аппараты, защищающие органы дыхания от воздействия вредных газов. По ЕПБ, на шахтах, опасных по газу или самовозгоранию руды, рабочие обязаны всегда иметь при себе самоспасатель. На других шахтах допускается группо­вое хранение самоспасателей на участках в специальных ящиках (§ 10). Наиболее распространены фильтрующие самоспасатели со сроком действия 45 мин, однако они защищают только от воздействия окиси углерода. При подземных пожарах и в сильно загазованных забоях, когда содержание кислорода в воздухе становится менее 17 %, применяют изолирующие самоспа­сатели, полностью защищающие органы дыхания от влияния шахтной атмосферы.

Во время аварий необходима выдержка, самообладание и товарищеская взаимопомощь.

Вопрос для проверки

Правила личного поведения при возникновении аварии в шахт<

16.8. ГОРНОСПАСАТЕЛЬНОЕ ДЕЛО

Горноспасательное дело — служба по спасению людей, зас­тигнутых авариями, предотвращению и ликвидации аварий на шахтах и рудниках.

Первые горноспасательные добровольные дружины были созданы около 150 лет назад на английских и немецких уголь­ных шахтах.

В России в 1907 г. была организована в г. Макеевке первая горноспасательная станция. В 1934 г. личный состав горноспа­сательных станций был военизирован и переименован в воени­зированные горноспасательные части (ВГСЧ).

ВГСЧ выполняют следующие задачи:

спасание людей, застигнутых подземными авариями, и лик­видация самих аварий;

тушение пожаров и ликвидация других аварий, угрожающих жизни и здоровью людей, работающих под землей;

профилактическое обследование горных выработок для выявления и устранения обстоятельств, способствующих воз­никновению аварий;

проверка в действии планов ликвидации аварий, имеющихся на каждом руднике;

испытание рудничных канатов, анализы состава и запылен­ности рудничного воздуха;

осуществление работ, требующих применения специальных дыхательных аппаратов — респираторов.

Во главе ВГСЧ стоит Управление ВГЧС. Оперативное управ­ление осуществляют штабы ВГСЧ, которым подчиняются военизированные горноспасательные отряды (ВГСО). Отряды разби­ты на взводы, один из которых (оперативный) находится на тер­ритории штаба ВГСО, а остальные (номерные) — на территории горных предприятий.

Каждый взвод обслуживает одну или несколько шахт, рас­положенных в радиусе 5—10 км. Дежурство ведут круглосуточ­но и смены взвода. В каждой смене может быть одно или нес­колько отделений. Отделения ВГСЧ имеют специальные автомо­били для выезда на предприятия, снабжены устройствами для связи со взводом и отрядом.

Сбор и выезд по тревоге горноспасательные взводы произ­водят за 40—50 с. Они размещены таким образом, чтобы при­быть на аварийную шахту не позднее чем через 10 мин после вызова. Подготовка к спуску в шахту заканчивается за 1—2 мин.

Для ликвидации аварий в шахту спускается не менее двух отделений, одно из которых работает непосредственно в аварий­ной зоне, а второе, резервное, находится поблизости в сравни­тельно безопасных условиях. Связь между этими отделениями поддерживается посредством проводного громкоговорящего устройства.

При крупных авариях штаб ВГСО может привлекать к их ликвидации несколько отделений или взводов, которые достав­ляются в нужный район вертолетами или самолетами.

Так как горноспасатели работают в крайне тяжелых услови­ях, например в сильно загазованных выработках, в очагах пожаров, они, помимо обычного рабочего инструмента, имеют специальное оснащение. К нему относятся противогазовое и противотепловое индивидуальное оснащение; аппаратура и принадлежности для оказания медицинской помощи пострадав­шим при авариях; установки и агрегаты для тушения пожаров и предотвращения взрывов; приборы для анализа состава руд­ничного воздуха; аппаратура связи и сигнализации.

Индивидуальное оснащение горноспасателей состоит из кис­лородных изолирующих дыхательных аппаратов (респираторов) с трех пятичасовым запасом кислорода и газотеплозащитных скафандров или комбинизонов, позволяющих работать в тече­ние 45-60 мин в зоне с температурой 100-150° С.

Для медицинской помощи пострадавшим применяют аппара­ты искусственного дыхания типа "Горноспасатель", ингаляторы.

Для тушения пожаров, кроме портативных насосов для во­ды, используют мощные парогазовые и пенные установки, соз­дающие в изолируемых очагах пожара нейтральную среду, в которой невозможны горение и взрывы горючих газов.

Контроль за составом рудничного воздуха осуществляют посредством переносных газоанализаторов.

Связь между горноспасателями в зоне аварии поддержи­вается с помощью аппаратов • высокочастотной связи. Поиск людей, оказавшихся в завале, ведут с применением геомагни­тофонов, которые улавливают слабые звуки, проходящие че­рез горные породы.

Вопросы для проверки

1. Задачи и организация ВГСЧ.

2. Действия горноспасателей при ликвидации аварий в шахтах.

17. ОБОГАЩЕНИЕ РУД

Из металлических руд, как правило, невозможно при пря­мой переработке получать металл. Исключение составляют богатые железные руды с содержанием железа 55—60%.

Выплавку цветных металлов осуществляют при содержании их в сырье 30—70 %. Между тем содержание их в сырой руде составляет проценты, а для некоторых металлов (вольфрам, молибден) — даже доли процента, т. е. примерно в сто раз мень­ше, чем необходимо. Поэтому, прежде чем направить руду на переплавку, ее обогащают.

Обогащение — совокупность процессов первичной перера­ботки руд для выделения из них продуктов, пригодных для дальнейшего металлургического передела. В результате обога­щения получают два продукта: концентрат с повышенным со­держанием полезных компонентов, направляемый в металлурги­ческий передел, и отходы обогащения — хвосты. В хвостах содержание металлов во много раз меньше, чем в руде. В основ­ном это пустые породы.

Если в руде содержится несколько полезных компонентов (например, полиметаллические руды), то следствие обогаще­ния получают несколько концентратов, которые содержат в основном один из металлов. В ряде случаев получают так назы­ваемые коллективные концентраты, содержащие два или бо­лее основных металлов. Их разделение осуществляют при метал­лургическом переделе (например, никель-кобальтовые, медно-золотые концентраты).

Извлечение металлов из руд в концентраты достигает 90— 95 %. Это означает, что из каждой тонны металлов в руде извле­кают в концентрат 900—950 кг, а 50—100 кг металла остаются в хвостах. Для некоторых металлов (например, олова) извле­чение в концентрат еще ниже.

В нашей стране ежегодно подвергается обогащению около 1 млрд. т различных руд.

Технология обогащения в наиболее распространенном вари­анте включает в себя следующие стадии: дробление и измельче­ние, собственно обогащение, получение готового концентрата и складирование хвостов.

17.1. ДРОБЛЕНИЕ И ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ РУД

Эти операции выполняют для получения кусков руды, при­годных для существующих процессов обогащения, а также для разделения сростков металлических минералов с неметалличес­кими (не содержащими металл).

Сначала руду подвергают крупному дроблению (до круп­ности кусков 100-300 мм), затем среднему (до 30-100 мм) и мелкому (до 5—25 мм).

Крупное дробление, как правило, осуществляют в подзем­ных условиях перед погрузкой в скипы. Для среднего и мелко­го дробления используют конусные дробилки.

После каждой стадии дробленая руда проходит грохоче­ние, т. е. просеивается на грохотах с калиброванными (точно определенными) размерами отверстий. Часть кусков руды проходит сквозь грохот и направляется на следующую стадию дробления или измельчение. Более крупные куски собираются на грохоте и возвращаются на дополнительное дробление в ту же дробилку.

Пройдя все стадии дробления, руда направляется на сухое или мокрое измельчение. Руду измельчают в мельницах, после которых она приобретает крупность до 0,04—5 мм в зависимос­ти от требований при обогащении.

Наибольшее распространение получили барабанные мель­ницы, диаметр барабана которых составляет от 1 до 5 м, а дли­на — от 1 до 8 м. Барабаны установлены под углом к горизонту. Дробленую руду засыпают в один конец барабана, а измельчен­ную высыпают из другого конца. Руду измельчают чугунными или стальными шарами, цилиндриками или стержнями, кото­рые наполовину заполняют мельницу и перекатываются в бара­бане при его вращении вокруг продольной оси. Расход (износ) шаров при измельчении достигает 1—3 кг на 1 т руды. Круп­ность руды после измельчения в мельницах может быть дове­дена до 0,04 мм.

Величина помола после мельниц контролируется на клас­сификаторах. Они представляют собой наклонное металли­ческое корыто. Верхняя часть его сухая, а в нижнюю часть по­дают пульпу — жидкость с увеличенной плотностью. Измельчен­ная руда поступает в пульпу. Наиболее крупные частицы оседа­ют на дно классификатора, и их сгребают спиралями или греб­ками к его верхней, сухой части, откуда направляют в мельницу на доизмельчение. Мелкие частицы не успевают утонуть в плот­ной пульпе и сливаются вместе с ней через край классификатора, направляясь на обогащение.

Вопрос для проверки Каким образом дробят и измельчают руду?

17.2. ОБОГАЩЕНИЕ

Собственно обогащение осуществляют с использованием раз­личных физических и физико-химических свойств минералов.

Обогащение металлических руд может быть гравитационным, флотационными магнитным. Их применяют по отдельности или в различных сочетаниях друг с другом. В каждом случае раци­ональная технология обогащения устанавливается на основе лабораторных и полупромышленных исследований руд на обогатимость.

Гравитационное обогащение основано на отделении полез­ных минералов от пустой породы по различию в их плотности. Это древнейший метод обогащения, известный почти четыре тысячи лет.

Разновидностями гравитационного обогащения являются: отсадка, обогащение в тяжелых суспензиях, концентрация на столах и шлюзах.

Отсадка — разделение минеральной смеси, находящейся на решетке, по плотности частиц в результате периодического воздействия восходящего и нисходящего (вверх — вниз) пото­ков воды. Слой смеси при этом то разрыхляется, то уплот­няется, и менее плотные частицы (пустая порода) как бы всплы­вают на поверхность слоя и смываются с него потоком воды, а более плотные оседают вниз. Отсадку осуществляют на отса­дочных машинах. Смесь постепенно движется вдоль решета машины, а в конце решета происходит разгрузка концентрата. Посредством отсадки обогащают россыпные руды крупностью от 0,1 мм (золото, платина). Нередко отсадку применяют сов­местно с другими методами обогащения.

Обогащение в тяжелых суспензиях обеспечивает наи­более точное разделение частиц по плотности и может применять­ся даже при среднем дроблении руды. Тяжелые суспензии пред­ставляют собой водную смесь мелких зернышек (доли милли­метра) тяжелых минералов (например, магнетита). Плотность их приблизительно втрое больше плотности воды. Рудные мине­ралы с большей плотностью тонут в этой суспензии, а частицы пустой породы плавают на ее поверхности. Их сгребают с по­верхности суспензии гребками и направляют в хвосты.

Концентрацию осуществляют на концентрационных столах и шлюзах. Наклонная плоскость (дека) концентрационного стола имеет рифление (волнистость) поперек направления тока тонкого слоя пульпы — смеси исходного измельченного продук­та с водой. Деке придают возвратно-поступательное движение вдоль тока пульпы, поэтому тяжелые рудные частицы, осевшие на нее, постепенно перемещаются под уклон. Легкие частицы породы находятся во взвешенном состоянии и сливаются со стола вместе с водой.

Шлюзы от столов отличаются тем, что их дека выложена тиснеными трафаретами или ворсистым материалом. Руда долж­на быть измельчена до крупности менее 1 мм.

Флотационное обогащение основано на различии в смачива­емости водой рудных минералов и пустой породы. Частицы рудных минералов, плохо смачиваемые водой, налипают к ка­пелькам масла или пузырькам газа и вместе с ними поднимают­ся на поверхность, а частицы породы, обладающие хорошей смачиваемостью водой, оседают на дно. Слой всплывающих час­тиц рудных минералов собирается с поверхности и идет на приготовление концентрата. Осевшие частицы пустых пород направляются в хвосты. Для эффективного обогащения необ­ходимо дробление руды до крупности 0,04—0,1 мм.

Флотацию осуществляют с использованием флотацион­ных реагентов — керосина, нефтяных масел, жирных кислот и т. п. Расход флотационных реагентов составляет от несколь­ких граммов до нескольких килограммов на 1 т измельченной РУДЫ.

Магнитное обогащение (магнитная сепарация) основано на отделении в магнитном поле частиц, обладающих магнитными свойствами. Оно было впервые применено еще в XVIII в.

Прямое магнитное обогащение используют для выделения в концентрат магнитных минералов железа, марганца, титана, вольфрама и некоторых других металлов. Содержание рудных минералов в магнитном концентрате достигает 95 % и более, а извлечение их в концентрат — 75—95 %.

"Обратное" магнитное обогащение заключается в отделении от полезных немагнитных рудных минералов (олова, циркония, берилия и т. п.) вредных магнитных примесей.

Применяют сухую и мокрую магнитные сепарации. Сухой сепарации подвергается материал после мелкого дробления. Это как бы предварительная стадия магнитного обогащения. Руду, прошедшую сухую сепарацию, измельчают и направляют на мокрую магнитную сепарацию, осуществляемую в несколько стадий. При этом частицы рудных минералов налипают к намагниченной поверхности барабанов или валков магнитных сепараторов и затем счищаются с них в концентрат. Остальную массу направляют в следующую стадию магнитной сепарации или в хвосты. Руду для мокрого магнитного обогащения измель­чают до крупности 0,07—0,08 мм.

Вопросы для проверки

1. Сущность и основные разновидности гравитационного обогащения.

2. Как осуществляется флотация?

3. Сущность и разновидности магнитного обогащения.

17.3. ПРИГОТОВЛЕНИЕ КОНЦЕНТРАТА

После мокрого обогащения в концентрате содержится до 40-60 % воды, тогда как для металлургических заводов влаж­ность концентрата должна быть не более 5—15 %.

Поэтому после обогащения концентраты подвергаются обезвоживанию (дробленые руды), сгущению, фильтрации (измельченный материал) и сушке. Для некоторых видов кон­центратов перед плавкой необходимо применять спекание — агломерацию.

Обезвоживание осуществляют на грохотах. Оно использу­ется только для кусковых концентратов, не прошедших из­мельчение.

Сгущение основано на осаждении твердых частиц в воде под действием собственного веса. Оно происходит в чанах с коническим дном. Осевшие частицы сдвигаются гребками к центру конуса, откуда их откачивают насосом, а осветленная вода переливается через край чана и направляется в слив.

Фильтрацию рудных концентратов, как правило, ведут в резервуаре, в который наполовину погружены вращающиеся дисковые фильтры. Полые внутри фильтры обтянуты снаружи фильтрующими перегородками. Воду отсасывают через эти перегородки, на которые налипают твердые частицы. Сверху частицы счищают с дисков ножами и направляют на сушку.

Агломерация — спекание мелких частиц руды или рудных концентратов при высокой температуре (до 1200—1500°). Продукт, получаемый при этом, называют агломератом. Более 95 % агломерата используют в черной металлургии. В цветной металлургии агломерат применяют при выплавке алюминия, никеля и свинца.

Перед приготовлением агломерата готовят смесь (шихту) из частиц руды (рудного концентрата), мелочи кокса или ан­трацита и флюсов — добавок, способствующих спеканию (ме­лочь известняка, доломита).

Шихту направляют в агломерационные машины. В них через слой шихты, лежащей на движущихся колосниковых решетках, проникает сверху вниз воздух. Топливо зажигают в горнах, и при его горении в присутствии воздуха шихта спекается из-за частичного расплавления частиц руды или рудного концентрата. Образуется спек, который и направляют в переплавку.

Вопрос для проверки

Основные стадии подготовки концентрата.

17.4. СКЛАДИРОВАНИЕ ХВОСТОВ

Хвосты — отходы обогащения. Они содержат в основном пустую породу. Содержание металлов в них составляет доли процента (железа — несколько процентов). Кроме того, в про­цессе обогащения с хвостами уходит часть флотационных реа­гентов, многие из которых ядовиты.

Количество хвостов, образующихся при обогащении руд, особенно руд цветных металлов, весьма значительно. Так, на­пример, если в руде, поступающей на обогащение, содержится 1 % металла, то при производительности рудника 1 млн. труды в год количество хвостов после обогащения этой руды составит ориентировочно 990 тыс. т.

Так как хвосты, поступающие с разных стадий обогащения, представляют собой обычно пульпу из тонкопомолотых частиц, их складируют в хвостохранилищах. Для этого в местах понижения рельефа строят дамбу и в емкость, образованную ею, сливают хвосты по трубопроводам. В хвостохранилище твердые частицы постепенно оседают на дно. Осветленную воду очищают от вредных примесей и сбрасывают в естественные водоемы или же направляют вновь на обогатительную фабрику (оборот­ное водоснабжение).

Осушенные хвосты могут быть использованы в качестве строительного материала. После очистки от пылевидных частиц хвосты в виде мелкого песка нередко применяют для гидравли­ческой закладки выработанного пространства или для приго­товления твердеющей закладки.

Учитывая, что в хвостах обычно содержится множество полезных компонентов с очень низким содержанием, считается целесообразным складировать хвосты в расчете на их перера­ботку в будущем.

Вопросы для проверки

1. Как складируют хвосты?

2. Как можно использовать хвосты?

18. ОРГАНИЗАЦИЯ РАБОТ И УПРАВЛЕНИЕ РУДНИКОМ

Современные подземные рудники представляют собой слож­ное разветвленное производство. Поэтому большое значение имеют четкая организация работы всех производственных под­разделений и управление, обеспечивающее их тесное взаимо­действие.

18.1. ОРГАНИЗАЦИОННАЯ СТРУКТУРА И РЕЖИМ РАБОТЫ РУДНИКА

Каждый рудник включает ряд производственных подраз­делений.

К основному производству относят добычу и обогаще­ние руды. Добычу могут вести одна или несколько шахт. Иногда в состав рудника входит и карьер. Обогащение включают в ос­новное производство, если обогатительная фабрика расположена на промплощадке рудника и входит в его структуру.

К вспомогательным производствам относят цех электри­ческих сетей и подстанций, центральную компрессорную стан­цию, котельные, ремонтно-механический, строительный цеха, отдел капитального строительства, цех связи.

Обслуживающие цеха включают в себя транспортное и разнообразное складское хозяйство.

Цеха по обслуживанию работников рудника — учеб­но-курсовой комбинат, жилищно-коммунальный отдел, клубы, дворцы культуры, детские сады и ясли и т. д.

Чем крупнее предприятие, тем разветвленнее его структу­ра. На рудниках отдельные цеха могут быть объединены в один.

Основными режимами работы подземных рудников яв­ляются либо пятидневная рабочая неделя с двумя выходными, либо шестидневная с одним выходным днем. При непрерывной рабочей неделе без общешахтных выходных отсутствует воз­можность планомерного технического обслуживания горно-шахтного оборудования, что сокращает сроки его межре­монтной службы.

Суточный режим работы рудника зависит от числа смен и их продолжительности. Так как на подземных горных работах продолжительность рабочей недели для каждого работающего составляет в соответствии с законодательством 36 ч, то это опре­деляет максимальную длительность рабочей смены в 7 ч 12 мин при пятидневной рабочей неделе. Иногда устанавливают продол­жительность рабочей смены 7 ч, тогда перерывы между тремя сменами составляют по 1 ч. Однако при этом в одну из суббот назначают дополнительный рабочий день.

Если взрывные работы производят в перерывах между сменами, то часового перерыва иногда недостаточно для провет­ривания после взрыва. Тогда более целесообразна шестидневная рабочая неделя с тремя рабочими сменами по 6 ч в сутки и с пе­рерывом между ними по 2 ч.

При пятидневной рабочей неделе субботу, а при шестиднев­ной — воскресенье используют для технического обслуживания и планово-предупредительных ремонтов оборудования.

Независимо от режима работы рудника шахтный водоотлив и вентиляция работают круглосуточно.

Вопросы для проверки

1. Какие подразделения входят в состав рудника?

2. Режимы работы рудников.

18.2. УПРАВЛЕНИЕ РУДНИКОМ

Высокопроизводительная работа рудника, выполнение им плановых заданий зависят не только от основных, но и от вспо­могательных производств. Обеспечить их четкое взаимодействие и призвано управление рудником.

Во главе рудника находится директор (началь­ник) рудника. Он несет перед вышестоящим руководством ответственность за производственно-хозяйственную деятель­ность рудника.

Учитывая разнообразие и разветвленность участков, цехов, хозяйств и служб рудника, директор осуществляет управление ими через своих заместителей, наделенных строго определенны­ми функциями.

Первый заместитель директора — главный инженер, зани­мающийся производственными вопросами. Он же исполняет обязанности директора в его отсутствие. В подчинении главного инженера находятся руководители основных служб: заместитель главного инженера по производству, который управляет всеми участками основного производства; главный механик (гор­но-шахтное оборудование); главный энергетик (энергетическое хозяйство); заместитель главного инженера по технике безопас­ности; начальник службы вентиляции; начальник технического бюро или отдела; главный геолог и главный маркшейдер.

Диспетчерская служба обеспечивает взаимодействие всех подразделений, их четкую и слаженную работу, дает руковод­ству оперативную информацию о состоянии дел, выполнении плана рудником в целом и его подразделениями, а также орга­низует оповещение руководства, горноспасателей и всех работа­ющих в случае аварии. На ряде современных рудников применя­ют автоматическую сигнализацию о работе различных подразде­лений, внедряют электронно-вычислительные машины для сбора, обработки поступающей информации, выработки управлен­ческих решений, помогающих руководству рудника направлять и корректировать деятельность различных служб и цехов.

Один из заместителей директора ведает работой адми­нистративно-бытового комбината и складского хозяйства.

В непосредственном подчинении директора находятся плано­во-экономическое бюро и бюро организации труда и зарплаты (включая отдел кадров). На крупных рудниках начальники этих бюро являются также заместителями директора по соот­ветствующим вопросам.

Вопросы для проверки

1. Как распределены функции в руководстве рудником?

2. Для чего нужна диспетчерская служба?

18.3. ОРГАНИЗАЦИЯ ОЧИСТНЫХ И ПРОХОДЧЕСКИХ РАБОТ

В зависимости от технологии разработки могут исполь­зоваться различные формы организации труда подземных рабочих.

Основной формой является бригадная организация труда. В каждую смену работает одно из звеньев бригады во главе со звеньевым.

В зависимости от выполняемых работ бригады могут быть комплексными или специализированными. Комплексные бри­гады выполняют все процессы на очистных работах (например, в системе разработки с отбойкой из магазина) или при прове­дении выработок. Рабочие комплексной бригады владеют, как правило, несколькими профессиями и могут подменять друг друга.

Специализированные бригады создают при наличии боль­ших объемов каких-либо отдельных работ. Так, на многих руд­никах Джезказгана водители автосамосвалов, доставляющих руду из панелей при сплошной системе разработки, объединены в специализированные бригады, так же как рабочие на закладоч­ных участках рудников Норильского ГМК и т. п.

Во многих случаях при осуществлении очистных работ и практически всегда при проведении выработок широко исполь­зуют цикличную организацию работ. Цикл состоит из вза­имосвязанных процессов и операций, выполняемых в определен­ной последовательности. Так, проходческий цикл включает следующую последовательность работ: бурение шпуров, заряжа­ние, взрывание и проветривание, уборка отбитой горной массы, крепление выработки и настил с рельсовых путей (если они необходимы). Время цикла всегда строго определено. При про­ведении выработок выполняют в смену два-три и более циклов. На очистных работах цикл можно осуществить за несколько смен. Остановка при выполнении какой-либо операции цикла вызывает задержку других, последующих операций, и цикл мо­жет быть сорван, а сменное задание не выполнено. Поэтому при цикличной организации работ каждый рабочий должен четко знать свои обязанности и выполнять их строго в отведен­ное время. При невыполнении цикла в запланированное время каждое следующее звено бригады вынуждено завершать работу предыдущего звена, что отрицательно сказывается на выполне­нии его собственного задания. Таким образом, происходит сбой, остановка или замедление работ, что влечет за собой невыполне­ние плана и, как следствие, снижение заработной платы бригады.

Вопросы для проверки

1. Чем отличаются комплексные бригады от специализированных?

2. В чем заключается цикличная организация работ и какие требо­вания она предъявляет к работе бригады?

19. ПОНЯТИЕ О СПЕЦИАЛЬНЫХ СПОСОБАХ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Кроме обычной технологии механизированной добычи руд, существуют специальные способы подземной разработки рудных месторождений. Они отличаются, как правило, тем, что место­рождения вскрывают скважинами и через них извлекают руду или полезные компоненты, содержащиеся в ней. Таким образом осуществляют подземную выплавку серы перегретым паром, подземное растворение солей, скважинную гидродобычу рыхлых руд вследствие размывания их струей воды под давлением.

Наиболее распространенным специальным способом разра­ботки месторождений металлических руд является подземное выщелачивание. К специальным способам принято также отно­сить подземную разработку россыпей.

19.1. ПОДЗЕМНОЕ ВЫЩЕЛАЧИВАНИЕ

Выщелачивание как способ извлечения полезных компонен­тов руд растворением было известно еще в XV в. Его осуществ­ляют как на поверхности из отвалов бедных руд (кучное выще­лачивание) или из дробленой руды в специальных чанах (чано­вое выщелачивание), так и в подземных условиях.

Подземное выщелачивание — растворение металлов химическими реагентами в рудном теле на месте залегания и последующее их извлечение на поверхность в растворенном состоянии.

Подземное выщелачивание применяют для добычи цветных и редких металлов. Наиболее широко используют выщелачива­ние (в том числе и подземное) для добычи меди.

По сравнению с обычной технологией подземной разработки месторождений затраты на подземное выщелачивание гораздо меньше, однако обычно оно сопровождается большими потеря­ми металла. Поэтому подземное выщелачивание целесообразно, как правило, при разработке бедных, забалансовых или потерян­ных в целиках руд, которые невыгодно добывать обычным способом.

В зависимости от структуры месторождения, глубины его залегания может быть использована технология подземного выщелачивания со вскрытием месторождения скважинами или подземными выработками.

Подземное выщелачивание через скважины, пробуренные с поверхности, применяют для разработки залегающих на небольшой глубине месторождений сильно трещиноватых бедных руд, хорошо проницаемых для выщелачивающих раст­воров.

Месторождение вскрывают с поверхности скважинами, од­на часть которых служит для подачи растворителя в рудное тело, а другая — для откачки раствора, обогащенного металлом, на поверхность. Скважины, по которым подают раствор под землю, объединяются общим подводящим трубопроводом (коллектором) так же, как и скважины, по которым откачи­вают продуктивный раствор.

Откачку обогащенных растворов на поверхность осущест­вляют обычно с применением эрлифтов — насосных установок, работающих за счет вытеснения растворов из скважины сжатым воздухом. Конструкция эрлифтов довольно проста. Кроме того, они не имеют движущихся частей и поэтому весьма надежны в работе. Обогащенный (продуктивный) раствор направляют сначала в пруд-отстойник, где из него осаждаются мелкие взве­шенные частицы песка, глины и т. п. После осветления продук­тивный раствор идет на переработку. Металл извлекают из него электролизом, осаждением на железных обрезках (медь) или иными способами. Затем раствор подвергают регенерации (вос­становлению) за счет восполнения израсходованного раствори­теля и вновь направляют в скважины.

Растворы для выщелачивания содержат химические реа­генты, выбор которых зависит от добываемого металла и строе­ния минералов, в состав которых входит этот металл.

Подземное выщелачивание из подземных выработок применяют для месторождений, залегающих на значительной глубине, а также при добыче руд, имеющих монолитную струк­туру.

Отличие от подземного выщелачивания через скважины сос­тоит в том, что месторождение вскрывают обычными способа­ми, затем подготавливают блоки. Подготовка блоков заклю­чается в отбойке и магазинировании отбитой руды в вырабо­танном пространстве. При этом часть руды (до 25—30 %) выдают на поверхность для обеспечения достаточной величины коэф­фициента разрыхления замагазинированной руды.

Затем начинают собственно выщелачивание. Выщелачивающие растворы подают в верхнюю часть блоков. Просачиваясь через слой отбитой руды, они растворяют содержащийся в нем металл и собираются внизу посредством системы дренажных выработок.

Вопросы для проверки

1. Как осуществляется подземное выщелачивание через скважины?

2. Почему выщелачивание через скважины эффективнее выщелачи­вания из подземных выработок?

19.2. ОСОБЕННОСТИ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ РОССЫПЕЙ

Россыпи — скопления мелких обломков горных пород или минералов, содержащих ценные металлы, образовавшиеся вследствие разрушения (выветривания) коренных пород, пе­реноса и отложения продуктов разрушения в долинах рек, на дне озер или морей.

В строении россыпей наиболее распространенных типов раз­личают следующие основные части (сверху вниз) :

торфа - пустые породы с низким содержанием полезных компонентов, часто водонасыщенные или многолетнемерзлые;

пески — отложения с промышленным содержанием полез­ных компонентов;

плотик — поверхность пород, на которых залегают пески.

Подземную разработку россыпей применяют при залегании песков в многолетнемерзлых породах на глубине более 10—15 м и в талых породах на глубине 15—40 м.

На долю подземной разработки россыпей приходится около 5 % общего объема добычи песков.

Россыпи отличаются простотой форм и выдержанностью элементов залегания (мощности, угла падения). Они также характеризуются наличием рыхлых, водонасыщенных неустой­чивых или малоустойчивых торфов (глина, пески, галечцик, ил), валунов из крепких пород в продуктивных пластах и торфах, а также прослоек льда в мерзлых торфах, снижающих устой­чивость кровли.

Вскрытие месторождения осуществляют обычно ство­лом, расположенным в центре шахтного поля, ширина которого равна ширине россыпи (50—150 м, иногда более), а длина может меняться от 60—80 м (в талых россыпях) до 600—700 м (в мерз­лых россыпях). По границам шахтных полей большой длины проходят вентиляционные шурфы, которые служат и в качестве запасных выходов. Подъемом они, как правило, не оборудуют­ся. Короткие шахтные поля могут быть вскрыты одним ство­лом. Производительность шахты составляет обычно 50—200 м3 в сутки.

Рис. 19.1. Сплошная система разработки россыпей:

1 — вентиляционные шурфы; 2 — бортовые штреки; 3 — основной ствол; 4 — главный штрек; 5 — лавы; 6 — поперечный штрек; 7 — обрушенная

Системы разработки россыпей делятся на две группы: I — с обрушением кровли; II — с поддержанием очистного прост­ранства.

Системы разработки с обрушением кровли наиболее распространены, а при разработке талых россыпей они являются практически единственно возможными. Исключение составля­ют россыпи с плывунами в кровле. В этом случае обрушение недопустимо.

Для разработки многолетнемерзлых россыпей со сравнитель­но устойчивой кровлей применяют сплошную систему, а для та­лых россыпей в рыхлых неустойчивых породах — систему разра­ботки длинными столбами с обрушением.

Сплошная система разработки представляет отработку россыпи сплошным забоем — лавой в направлении от шахтного ствола до границы шахтного поля с обрушением кровли непо­средственно после подвигания забоя (рис. 19.1).

Если длина шахтного поля значительна, то оно разрезается вдоль главным штреком и поперек штреком, проведенным от ствола, перпендикулярно к главному. Вдоль границ шахт­ного поля из поперечного штрека проводят бортовые штреки, а между главным и бортовыми штреками — разрезные штреки, из которых открывают лавы длиной до 50 м. Лавы подвигаются от границ шахтного поля к центру параллельно разрезным штрекам.

Вдоль забоя лавы устанавливают ряды стоек с интервалом между рядами 2—2,5 м и расстоянием между стойками в ряду 1,5—2 м. Мерзлые пески отбивают шпуровыми зарядами. Отби­тую руду доставляют до главного штрека скреперами с погруз­кой в вагоны или забойными конвейерами с перегрузкой на кон­вейер главного штрека. Далее пески транспортируются до бун­кера у ствола. При наличии конвейерного транспортирования нередко используют конвейерный подъем по наклонному ство­лу непосредственно до склада песков на поверхности.

Мерзлые пески складируют на поверхности в отвалы. В ве­сенне-летний период отвалы разравнивают бульдозером, оттаи­вают и пески направляют на переработку (промывку) для из­влечения из них металла.

По мере подвигания лавы кровлю обрушают (производят посадку кровли). Перед посадкой кровли часть стоек на пло­щади обрушаемого участка извлекают. Посадку кровли осу­ществляют с теми же мерами предосторожности, что и при столбовой системе разработки (см. разд. 9.10).

Для снижения потерь металла перед посадкой кровли в выработанном пространстве производят зачистку верхнего слоя почвы (плотика) россыпи — задирку плотика.

При сплошной системе разработки производительность од­ного рабочего по шахте составляет 4—6 м3 песков в смену.

При системе разработки длинными столбами с обруше­нием кровли, применяемой в талых россыпях, шахтное поле разделяют штреками на столбы шириной 10-15 м и длиной 25—30 м. Столбы отрабатывают лавами на всю ширину в нап­равлении от границ шахтного поля к главному штреку, вдоль которого оставляют временный целик. Технология отработки отличается от сплошной системы разработки использованием усиленной крепи и порядком выемки песков. Талые пески разрушают отбойными молотками, пневмолопатами сначала под кровлей и сразу же закрепляют кровлю подвесной крепью (два—четыре верхняка из круглого леса, подхваченных снизу ломами, прибитыми к боковым стойкам). Под ее защитой постепенно вынимают пески, подставляя снизу под верхняк боковые стойки. В остальном технология очистной выемки такая же, как при сплошной системе, однако из-за необходи­мости усиленного крепления производительность труда под­земных рабочих в 4—6 раз меньше.

Системы разработки россыпей с поддержанием очистного пространства применяют при наличии в налегаю­щих породах плывунов, большого количества валунов и гальки,

малых размеров шахтного поля и мощности (до 1 м) пласта песка.

Шахтное поле разрезают вдоль одним главным штреком. Из него в обе стороны отрабатывают пласт заходками к бортам долины. Очистные работы осуществляют в направлении от гра­ниц шахтного поля к стволу. Отработанные заходки через одну закладывают валунами и галькой или усиленно крепят. Отбитые пески доставляют из заходок к стволу в вагонетках.

Производительность труда рабочих незначительна из-за необ­ходимости проведения закладочных работ вручную и большого объема крепления.

Вопросы для проверки

1. Особенности вскрытия россыпей.

2. Особенности очистных работ в лаве при сплошной системе с обру­шением кровли.

3. Чем отличается очистная выемка в лаве при разработке длинными столбами с обрушением от сплошной системы?

4. Особенности системы разработки россыпей с поддержанием очист­ного пространства.

20. ЭФФЕКТИВНОСТЬ ПОДЗЕМНОЙ ДОБЫЧИ РУД

Эффективность подземной разработки определяется комп­лексом показателей: выполнением государственных плановых заданий, полнотой и комплексностью использования недр, обеспечением защиты недр и окружающей среды от вредного воздействия горного и обогатительного производств.

Государственные планы — основа контроля производствен­но-хозяйственной деятельности предприятия (рудника, шахты).

Государственными плановыми заданиями для каждого руд­ника устанавливаются:

объем добычи руды по сортам и количество металла в ней;

общий фонд зарплаты по руднику и месячная производитель­ность труда рабочих при добыче руды;

общая сумма прибыли от реализации продукции (руды, концентрата) уровень рентабельности рудника;

объем централизованных капиталовложений и ввод в дей­ствие новых производственных мощностей;

задания по внедрению новой техники;

объем поставок оборудования, материалов из централизо­ванных фондов.

На основе государственных планов руководство рудника распределяет объем добычи руды по шахтам и участкам, фонд зарплаты по категориям трудящихся; устанавливает произво­дительность их труда; планирует затраты на добычу 1 т руды (себестоимость добычи 1 т руды).

Себестоимость добычи 1 т руды - один из важнейших показателей производственной деятельности рудника. Он отра­жает уровень капитальных затрат, производительность труда и его механизации, расход энергии и материалов, эффективность организации работ, т. е. степень совершенства технологии разра­ботки в целом.

Продукцию рудника (руда или концентрат) отпускают пот­ребителям (обогатительным или металлургическим предприя­тиям) по государственным оптовым ценам, которые зависят от содержания в руде или концентрате полезных компонентов. Поэтому чем ниже себестоимость добычи 1 т руды, тем больше (при постоянных оптовых ценах) прибыль рудника от ее прода­жи, представляющая собой разницу между оптовой ценой и себестоимостью.

Увеличение прибыли по сравнению с плановой ее величиной влечет за собой рост фонда материального поощрения трудящих­ся (премий), а также отчислений на социально-бытовые и куль­турные нужды в фонд предприятия. Последнее означает расши­рение строительства жилья, детских садов, домов отдыха, спор­тивных сооружений и т. д.

Величина прибыли определяет также уровень рентабель­ности предприятия, который представляет собой процентное отношение годовой прибыли к сумме стоимости основных и оборотных фондов. К основным фондам относят здания, соору­жения, оборудование, капитальные горные выработки и т. д.; к оборотным фондам - материалы, энергию, топливо, расходу­емые на добычу (и переработку) руды. Повышение рентабель­ности рудника за счет сокращения расхода топлива, материалов, энергии также позволяет предприятию иметь большие фонды материального поощрения и увеличить отчисления на культур­но-бытовые мероприятия.

Таким образом, каждый трудящийся заинтересован как в выполнении государственного плана, так и в совершенствова­нии производства, выражающемся в снижении себестоимости добычи 1 т руды, сокращении расхода энергии, топлива и т.д.

Полнота и комплексность использования недр — соблюде­ние нормативов потерь и разубоживания, извлечение из руд всех или большинства полезных компонентов, использование в на­родно-хозяйственных целях отходов горнорудного производст­ва - пустых пород, хвостов обогащения, шахтных вод, а также последующее использование подземных выработок.

Для каждого рудника устанавливают свои нормативы по­терь и разубоживания. Несоблюдение этих нормативов наносит государству ощутимый экономический ущерб. Сверх­нормативные потери означают, во-первых, недополученный руд­ником доход (т. е. снижение прибыли), а во-вторых - недопо­лученное государством сырье для промышленности, которое можно извлечь только на другом месторождении, вложив допол­нительные, не запланированные ранее средства.

Сверхнормативное разубоживание означает, что предприятие будет вынуждено тратить средства на "добычу" и "переработку" примешавшейся к руде пустой породы, что приводит к удорожа­нию добычи и переработки руды, т. е. к снижению прибыли предприятия.

Поэтому за превышение нормативов потерь и разубоживания предприятие подвергают штрафам, которые изымают из его прибыли.

Требование повышать извлечение большинства полезных компонентов из руд обусловлено ограниченностью и невосполнимостью природных ресурсов полезных ископаемых.

Использование отходов горнорудного производства не­обходимо, во-первых, потому, что они также являются природ­ными ресурсами, во-вторых, применение пустых пород, хвостов для закладки выработанного пространства, в промышленном и дорожном строительстве позволяет увеличить за счет их про­дажи прибыль и рентабельность рудника. Использование очи­щенных шахтных вод в хозяйственном обороте, сельском хо­зяйстве позволяет не только повысить рентабельность предпри­ятия, но и сохранить природные источники воды от истощения.

Использование ненужных подземных выработок мо­жет быть весьма разнообразным — от размещения в них вредных отходов различных производств, хранения жидкого и газообраз­ного топлива до выращивания в них грибов и другой сельско­хозяйственной продукции.

Защита недр и окружающей среды имеет огромное значение для настоящего и еще большее значение для будущего челове­чества. Она включает сохранение в нетронутом состоянии запасов забалансовых руд, охрану недр от пожаров, затопления и т. п., сохранение или восстановление после ликвидации рудни­ка пахотных земель и лесных угодий (рекультивацию), защиту земной поверхности, подземных вод, атмосферного воздуха от загрязнения отходами горно-обогатительного производства (отвалами, хвостами, шахтными водами, промышленными стоками и выбросами вредных газов).

Партия и правительство выделяют специально на природо­охранительные мероприятия громадные средства из централи­зованных фондов. Задача состоит в том, чтобы использовать их с наибольшей отдачей. Пренебрежение природоохранительны­ми мероприятиями может привести к непоправимо тяжелым последствиям не только для будущих, но и для ныне живущих поколений.

Вопросы для проверки

1. Каким образом себестоимость добычи руды, рентабельность ра­боты рудника, потери и разубоживание влияют на заработную плату ра­бочих и уровень их социального обеспечения?

2. Каково значение природоохранительных мероприятий?

21. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ

Открытые горные работы - добыча полезных ископаемых с земной поверхности. В настоящее время открытым способом добывают основную массу полезных ископаемых, в том числе около 80 % железорудного сырья, примерно 60 % марганцевых руд и почти 70 % руд цветных металлов, что объясняется большей экономической эффективностью открытых разработок по срав­нению с подземными. Например, себестоимость добычи 1 т руды открытым способом в 1,5—2 раза меньше, чем подземным, а по­тери полезного ископаемого при добыче меньше в среднем в 4—5 раз. Такая разница связана с возможностью использования весьма мощной и высокопроизводительной техники, размеры которой не ограничиваются поперечным сечением подземных выработок, относительной легкостью контроля контуров руд­ных залежей и т. п.

Вследствие этих преимуществ горные предприятия, использу­ющие открытый способ разработки, — карьеры достигают весьма большой единичной мощности, значительно превышаю­щей мощность подземных рудников. Гак, например, разрез (карьер) "Богатырь" в Экибастузе рассчитан на добычу 50 млн.т угля в год.

Наряду с этим открытые горные работы имеют ряд недостат­ков. Например, для выемки руды необходимо осуществлять большой объем вскрышных работ (удаление налегающих и вмещающих пустых пород, количество которых достигает на крупных карьерах десятков миллионов тонн в год). Кроме того, при проведении открытых горных работ значительные площади земной поверхности изымают из хозяйственного обо­рота. Наконец, применение открытого способа разработки эф­фективнее подземного до сравнительно небольшой глубины, не превышающей, как правило, 300-400 м (максимум 500-700 м).

21.1. ЭЛЕМЕНТЫ КАРЬЕРА И ЕГО ПАРАМЕТРЫ

Основной технологический элемент карьера - уступ. К эле­ментам карьера относят также борт, подошву, откос карьера и его верхний и нижний контуры.

В процессе ведения открытых горных работ боковая поверх­ность (борт) карьера становится ступенчатой. Часть боковой поверхности карьера в форме ступени называется уступом (рис. 21.1). Поверхности, ограничивающие уступ сверху или снизу, называются верхней или нижней площадкой уступа, а также горизонтами. Главный признак уступа - наличие транспортного горизонта.

Высота уступа h — высота слоя, отрабатываемого с одного транспортного горизонта (см. рис. 21.1). Поэтому, если транс­портный горизонт расположен посередине уступа, то он разде­ляется на верхний и нижний поду ступы. Площадка уступа, на которой размещают добычное оборудование, называется ра­бочей. Если на

Рис. 21.1. Элементы уступа:

1 и 2 — соответственно верхняя и нижняя площадки; 3 — откос; 4 - забой; 5 и 6 - соответственно верхняя и нижняя бровки бермой. Бермы могут быть транспортными (соединитель­ными) , если по ним транспортируют грузы или они служат для сообщения между горизонтами, и предохранительными, предназначенными для повышения устойчивости бортов карье­ра и для задержки кусков породы, падающих с верхних уступов. Наклонная боковая поверхность уступа называется откосом, а угол между откосом и горизонтальной плоскостью — углом откоса уступа а (см. рис. 21.1). Часть уступа, где ведут добыч­ные работы, называется забоем.

Высота уступа обычно изменяется от 5 до 25 м. Чем крепче и устойчивее руды или породы, тем больше может быть угол откоса, и наоборот. Так, в скальных крепких породах угол откоса составляет 75-90°, а в глинистых - 40-65°.

Боковая поверхность карьера, образованная уступами, называется бортом карьера, а его нижняя площадка - подошвой. Линии пересечения борта карьера с дневной поверхностью и подошвой называются верхним и нижним контурами карьера. Условная плоскость, соединяющая контуры карьера, называ­ется откосом борта карьера.

Глубину карьера измеряют расстоянием по вертикали между его подошвой и средней отметкой дневной поверхности в пределах верхнего контура карьера. Угол откоса борта карьера -угол между горизонтальной плоскостью и откосом борта. Вели­чина этого угла тем меньше, чем глубже карьер и чем слабее породы, слагающие его борт. Так, в очень крепких породах угол откоса борта карьера составляет 68—48° при глубине 90-300 м, а в мягких породах - 43-24° и менее при тех же глубинах карьера.

Очевидно, что для добычи руды открытым способом необ­ходимо удалить все налегающие или вмещающие породы в кон­турах карьера, т. е. осуществить вскрышу. Отношение объемов или количества вскрыши к добытому полезному ископаемому называется коэффициентом вскрыши К. Например, если го­ворят, что коэффициент вскрыши К = 5 м3/м3, это означает, что для добычи 1 м3 руды необходимо переместить 5 м3 вскры­ши. Величина коэффициента вскрыши тем больше, чем глубже карьер и чем меньше угол откоса борта карьера.

Вопросы для проверки

1. Основные элементы карьера и его параметры.

2. Что такое коэффициент вскрыши и от чего он зависит?

21.2. ОСНОВНЫЕ ЭТАПЫ ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ

Первый этап - подготовка поверхности месторождения: вырубка и корчевка леса и кустарника, осушение болот, озер, отвод речек и ручьев, перенесение зданий, сооружений, дорог, линий электропередач и связи и т. п., попадающих в пределы верхнего контура или под отвалы.

Второй этап — предварительное, до начала разработки, или осуществляемое параллельно разработке осушение место­рождений. Осушение проводят в зависимости от гидрогеологи­ческих условий открытым способом (с помощью канав, сква­жин), подземным (с использованием сети подземных вырабо­ток) или комбинированным. Кроме того, недалеко от верхнего контура карьера у подножия склонов проводят специальные на­горные канавы для перехвата и отвода стока атмосферных осад­ков, ручьев и т. д.

Третий этап - капитальные работы по вскрытию место­рождений, обеспечивающие доступ к рудному телу и создание начального фронта работ для добычи руды и пуска карьера в эксплуатацию.

Четвертый этап — вскрышные работы, заключающиеся в постепенном, систематическом удалении вскрышных пород для подготовки рудной залежи к разработке.

Пятый этап — добычные (очистные) работы, ведущиеся в объемах, обеспечивающих плановую производительность карьера.

Шестой, завершающий этап — восстановление (рекульти­вация) территории, нарушенной горными работами для возвра­щения ее в хозяйственный оборот.

В начальный период работы различных этапов выполняют последовательно, а затем параллельно с опережением работ последующих этапов.

Основные этапы открытой разработки — вскрышные и до­бычные работы. Они включают в себя производственные про­цессы, которые в совокупности представляют технологию отк­рытой разработки на базе комплексной механизации и автома­тизации производства.

Вопрос для проверки

Этапы открытых горных работ. Их сходство и отличия от стадий подземной разработки месторождений.

21.3. ОСНОВНЫЕ ПРОИЗВОДСТВЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ И ИХ МЕХАНИЗАЦИЯ

К основным производственным процессам относят подго­товку горных пород к выемке, выемочно-погрузочные работы, перемещение горной массы, отвалообразование и иногда скла­дирование руды.

Подготовка горных пород к выемке в зависимости от типа пород заключается в осушении, предохранении их от про­мерзания, оттаивании, механическом рыхлении или взрывном дроблении.

Комплекс работ по осушению необходимо проводить, так как влажная порода налипает и намерзает на рабочие органы гор­ных машин, вследствие чего снижается их производительность.

Предохранение от промерзания влажных пород осуществля­ют, разрыхляя и утепляя поверхностный слой снегом, опилками, шлаком и т. д. Оно способствует повышению производитель­ности выемочных машин.

Породы оттаивают, как правило, в зоне многолетней мерз­лоты (например, золотоносные пески) с использованием пара, холодной или горячей воды, электродов, поверхностных под­жогов слоя какого-либо топлива и другими способами.

Наибольшее распространение получили механическое рыхле­ние (с применением экскаваторов, бульдозеров, скреперов, специальных рыхлителей) и взрывное дробление, которое является единственно возможным при выемке скальных пород.

На карьерах в основном применяют отбойку руды скважина­ми диаметром от 75-400 (чаще всего 250-300 мм), глубиной 12—15 м и более. Шпуровые заряды используют, главным обра­зом, для дробления негабарита и выемки ценных руд.

Отбойку осуществляют, как правило, нисходящими скважи­нами (рис. 21.2). Довольно широкое применение получает от­бойка наклонными скважинами, угол наклона которых равен углу откоса уступа. Их использование обеспечивает хорошее качество дробления, так как линия наименьшего сопротивле­ния постоянна по высоте уступа. Для лучшей проработки подош­вы уступа в крепких породах скважины бурят с перебуром 0,5-3 м.

Для бурения скважин на рудных карьерах используют в за­висимости от крепости пород следующее оборудование: \ установки шарошечного бурения (диаметр скважин 200—

мм), ими бурят до 80 % скважин на карьерах черной и цветметаллургии;

Рис. 21.2. Схема скважинного за установки с погружными пневмоударниками (диаметр скважин 105-200 мм), ими обуривают 6-8 % горной массы;

установки термического бурения, использующие энергию сверхзвуковой струи раскаленных газов, образующихся в го­релке при сгорании керосина или дизельного топлива с кисло­родом или сжатым воздухом (диаметр скважин 180-220 мм); их успешно применяют при разработке железистых кварцитов.

Заряжание скважин на карьерах — механизированное. Взрыв­чатое вещество подается в скважины под действием собственно­го веса (засыпка) или с применением сжатого воздуха (пнев-мозаряжание). Над зарядом в скважине размещают забойку из песка, шлака или щебня с помощью забоечных машин. Негабаритные куски, остающиеся после отбойки уступов, подверга­ют вторичному дроблению. Широко применяют взрывное вто­ричное дробление теми же методами, что и при подземной раз­работке. Используют также механическое дробление падающим грузом массой до 5 т, самоходными пневмо- или гидробутобоями.

Выемку и погрузку горной массы в транспортные средства или в отвал, как правило, осуществляют экскаватора­ми различных типов. Наиболее широко распространены прямые мехлопаты (рис. 21.3, а). Из-за большого усилия черпания их применяют при выемке как мягких, так и разрыхленных полу­скальных и скальных пород. Вместимость ковша изменяется от 0,25 до 100 м3 и более.

Для выемки мягких и разрыхленных полускальных пород широко используют также драглайны с гибкой подвеской ковша (рис. 21.3, б). Благодаря большой длине стрелы драг­лайны могут перемещать горную массу на большее расстояние, чем мехлопаты. Вместимость ковша драглайнов составляет 4-160 м3 .

Для выемки мягких пород применяют машины непрерыв­ного действия - многоковшовые цепные и роторные экскава­торы (рис. 21, в). Последние более надежны и менее энергоем­ки. Вместимость одного ковша многоковшовых цепных и ро­торных экскаваторов составляет соответственно 1—3 м3 и 0,4—1 м3, а теоретическая производительность многоковшового и роторного экскаватора - соответственно 2—6,5 м3/ч и 1,4— 5 тыс. м3/ч.

Кроме экскаваторов для выемки и погрузки горной массы на карьерах применяют бульдозеры, скреперы и ковшовые погрузчики.

Перемещение (транспортирование) горной массы осу­ществляют железнодорожным, автомобильным и конвейер­ным транспортом. Железнодорожный транспорт целесообразно использовать на карьерах производительностью более 12— 15 млн. т/год при длине транспортирования 4 км и более. В дру­гих случаях обычно используют автомобильный транспорт. Конвейерный транспорт применяют для транспортирования мягких пород на расстояние 4-10 км и более при производи­тельности карьера свыше 20 млн. т/год.

На железнодорожном транспорте широко используют само­разгружающиеся вагоны, особенно думпкары грузоподъем­ностью 60—180 т. В качестве локомотивов применяют электровозы, тепловозы. Путевое хозяйство при железнодорожном транспорте состоит из постоянных путей в карьере и на поверх­ности, временных забойных и отвальных путей, периодически перемещаемых по мере подвигания фронта работ, и соедини­тельных путей.

Горную массу на карьерах транспортируют автосамосвала­ми грузоподъемностью 12-75 т или тягачами с полуприцепами грузоподъемностью 40—300 т. На мощных карьерах применяют твердое покрытие автодорог.

Наибольшее распространение получили ленточные конвейеры с шириной ленты 0,4—3,6 м и скоростью ее движения от 1,5 до 6 м/с. Допустимый угол подъема груза равен 13—22°, произво­дительность - 400—1200 м3/ч. К транспортным конвейерным установкам относят также транспортно-отвальные мосты (см. рис. 21.3), консольные отвалообразователи и конвейерные перегружатели, используемые главным образом на вскрышных работах.

Отвалообразование вскрышных пород заключается в раз­мещении (складировании) пустых пород на специально отводи­мых площадях на поверхности или в выработанном простран­стве карьера.

Отвалы имеют форму усеченной пирамиды. Их отсыпку осуществляют уступами. Высота уступов, их число и общая высота отвала зависят от площади, отведенной под отвал, несу­щей способности пород в основании отвала, физико-механичес­ких свойств насыпных вскрышных пород, средств механизации, используемых на отсыпке отвала.

Вскрышные породы перемещают в отвалы с использо­ванием железнодорожного, автомобильного или конвейерного транспорта.

При применении железнодорожного транспорта отсыпку отвала осуществляют, как правило, экскаваторами-мехлопатами.

Последние годы с внедрением бульдозеров с двигателями мощностью 250—400 кВт все шире используют при железнодо­рожном транспортировании вскрышных пород бульдозерное отвалообразование.

Кроме того, бульдозерное отвалообразование применяют и при автомобильном транспортировании вскрышных пород.

При конвейерном транспортировании пород отсыпку отвала осуществляют консольными ленточными отвалообразователями, планировку поверхности отвала — бульдозерами.

Вопросы для проверки

1. В чем заключается подготовка горных пород к выемке открытым способом и чем она отличается от отбойки руды при подъемной раз­работке?

2. Оборудование, применяемое для выемки и погрузки горной мас­сы, и его отличие от соответствующего оборудования, используемого на подземных работах.

3. В чем сходство и различие между транспортированием горной массы и отвалообразованием при открытых и подземных работах?

21.4. ВСКРЫТИЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Для вскрытия карьеров применяют капитальные траншеи (рис. 21.4, а). В зависимости от рельефа они могут иметь форму поперечного сечения в виде перевернутой трапеции, неправиль­ного четырех- или треугольника.

Ширина траншеи у подошвы определяется видом транспорта, используемого в ней, и числом транспортных путей. Например, при применении железнодорожного транспорта она составляет 6—12 м, автомобильного — 6—20 м, конвейерного 2,5—5 м.

Продольный уклон измеряется в промиллях (°/оо) _ ты­сячных долях от длины пути и при использовании железнодо­рожного транспорта составляет 25—60 °/0о (т. е. 25—60 м на каждые 1000 м длины), автомобильного — 60—120 °/0о (ДО 250 0/оо).конвейерного - 250—330 °/оо- Иногда горную массу транспортируют по капитальным траншеям в специальных клетях или скипах, тогда уклон траншеи может быть увели­чен до 500-1000 °/

Угол откоса бортов капитальной траншеи зависит от устой­чивости пород и составляет не более 50—60° (в скальных по­родах) .

Длина и объем капитальной траншеи тем больше, чем меньше ее продольный уклон и больше глубина и поперечное сечение.

Рис. 21.4. Схемы вскрытия карьеров капитальной траншеей внешнего (а) и внутреннего (б) заложения:

1 — капитальная траншея; 2 — резервная траншея; 3 — контур карьера

По месту размещения различают капитальные траншеи внеш­него (за контурами карьера) и внутреннего заложения (в преде­лах контура карьера) (рис. 21.4, б). Траншеи внешнего заложе­ния более надежны в эксплуатации, но их проведение связано с увеличением объема вскрыши.

Совокупность капитальных траншей, обеспечивающая вскры­тие всех рабочих горизонтов карьера, называется системой капитальных траншей. Различают системы отдельных, общих и групповых капитальных траншей.

Помимо вскрытия капитальными траншеями в различных их сочетаниях, применяют иногда бестраншейное вскрытие (если карьер расположен на склоне), вскрытие подземными выработками (вертикальными, наклонными стволами или ру­доспусками) , а также комбинированное вскрытие.

Проведение капитальных траншей осуществляют с предва­рительным рыхлением пород буровзрывным способом или с применением выемочно-погрузочных машин (экскаваторов и т. п.). При этом используют транспортные схемы (с погрузкой породы в транспортные средства) и бестранспортные (с разг­рузкой породы на борта траншеи).

Вопрос для проверки

Схемы вскрытия на карьерах.

21.5. СИСТЕМЫ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Под системой открытой разработки месторождений понимают определенный порядок выполнения горно-подготови­тельных, вскрышных и добычных работ.

Основные элементы систем разработки, применяемых на карьерах, — уступы, фронт работ уступа и карьера, рабочая зона карьера, рабочие площадки уступов.

Конструкции и параметры уступов рассмотрены в разд. 21.1.

Фронтом работ уступа называется часть уступа по длине, подготовленная к ведению вскрышных или очистных работ, а суммарная длина таких частей по всех уступам называется фронтом работ карьера.

Рабочая зона карьера определяется совокупностью вскрыш­ных и добычных уступов, находящихся в одновременной отра­ботке.

Ширина рабочей площадки уступа состоит из ширины развала взорванной горной массы (или ширины заходки по целику, если не применяют рыхление породы буровзрывным способом), ширины транспортной полосы с учетом безопасного расстояния от развала, ширины площадки для вспомогательного оборудо­вания и бермы безопасности. При использовании мехлопат и железнодорожного транспорта ширина рабочей площадки сос­тавляет 25-60 м (большое значение в скальных породах), а при автотранспорте — 25-50 м.

По классификации, разработанной акад. В.В. Ржевским, сис­темы открытой разработки делят на три группы: сплошные, углубочные и смешанные.

Сплошные системы открытой разработки (рис. 21.5) применяют для добычи руды из горизонтальных залежей. Осо­бенность этих систем заключается в завершении горно-подго­товительных работ (проведение капитальных и разрезных тран­шей) в период строительства. Поэтому в дальнейшем сплошным фронтом ведут только вскрышные и очистные работы. Системы этой группы отличаются друг от друга последовательностью развития вскрышных и добычных работ по площади карьера: вдоль длинной оси карьера по одному или двум бортам, пер­пендикулярно к длинной оси, веером и кольцами от центра карьера к его границам или наоборот. Другим отличительным признаком систем этой группы является размещение отвалов вскрышных пород в выработанной части карьера или за его пределами.

Рис. 21.6. Углубочная система разработки:

1 — добычной уступ; 2 — буровой станок на добычном уступе; 3 — экска­ватор на погрузке руды; 4 — автосамосвал; 5 — капитальная траншея; 6 — порожний автосамосвал; 7 — автосамосвал на вывозке вскрыши; 8 — экскаватор, выполняющий вскрышные работы; 9 — груженый авто­самосвал; 10 — буровой станок на вскрышном уступе; 11 — вскрышной уступ

Углубочные системы (рис. 21.6) применяют при разработ­ке наклонных и крутых залежей. Особенность этих систем сос­тоит в совмещении и одновременном перемещении горно-подго­товительных, вскрышных и добычных работ в глубину карьера. Последовательность развития работ по площади карьера может быть такой же, как при сплошных системах. Вскрышные породы размещают только во внешних отвалах.

Смешанные системы применяют для разработки месторож­дений в сложных топографических и горно-геологических ус­ловиях. Они сочетают в себе особенности сплошных и углубочных систем.

Вопрос для проверки

Сплошные и углубочные системы разработки на карьерах.

21.6. РЕКУЛЬТИВАЦИЯ ЗЕМЕЛЬ, НАРУШЕННЫХ ГОРНЫМИ РАБОТАМИ

Рекультивация (восстановление) земной поверхности после завершения открытой разработки месторождения — весьма важная народнохозяйственная задача.

Горное предприятие обязано не позднее чем через год после завершения добычи восстановить нарушенные земли. Затраты на рекультивацию включают в смету строительства предприятия.

Рекультивацию проводят в два этапа. Сначала предприятие осуществляет горно-техническую рекультивацию. Она включа­ет выемку, складирование и хранение плодородной почвы, а после завершения разработки - планировку отвалов, покры­тие их плодородным слоем и другие работы.

После горно-технической проводят биологическую рекуль­тивацию. Она заключается в восстановлении плодородия нару­шенных земель, их озеленении, освоении водоемов на месте отработанных карьеров и т. д.

Затраты на рекультивацию, т. е. на восстановление плодо­родного слоя, его планировку, удобрение и высадку леса, могут достигать 5—6 тыс. руб. на 1 га и более.

Вопрос для проверки

В чем заключается рекультивация земель? Для чего ее проводят?

21.7. ПРЕДЕЛЬНАЯ ГЛУБИНА ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТ И ПЕРСПЕКТИВЫ ИХ РАЗВИТИЯ

Как отмечалось в разделе 21.1, коэффициент вскрыши К на карьерах возрастает с увеличением глубины разработки. Себестоимость добычи 1 т руды открытым способом С0 вклю­чает в себя затраты на добычу руды С0р и затраты на удаление вскрыши Св, т. е.

Cq = Сор + С-^К,

где С0, С0р и Св выражаются в руб/м3 или руб/т.

Таким образом, при увеличении глубины открытых разра­боток себестоимость добычи 1 т руды возрастает пропорцио­нально росту коэффициента вскрыши К. При определенной вели­чине К (а значит, при соответствующей глубине карьера) себе­стоимость добычи 1 т руды открытым способом становится рав­ной себестоимости 1 т руды при разработке подземным спосо­бом. Такая глубина карьера называется конечной.

Многие месторождения, представленные наклонными и кру­тыми залежами металлических руд, располагаясь недалеко от поверхности, распространяются на значительную глубину и поэ­тому не могут быть полностью отработаны открытым способом. В таких случаях месторождение отрабатывают комбинирован­ным открыто-подземным способом. Комбинированная отработ­ка месторождения может быть последовательной (сначала полностью отрабатывают карьер, а затем начинают подземную разработку) и одновременной.

Применение открытой разработки месторождений из-за возможности использования оборудования большой единичной мощности позволяет добывать руду с меньшими затратами, чем при подземной разработке. Кроме того, проведение открытых горных работ более безопасно, чем подземных, осуществляемых в ограниченном пространстве подземных выработок. Создание более совершенной техники, применение более дешевых схем вскрытия позволяет увеличить конечную глубину карьеров.

Однако углубление карьеров сопровождается ростом объе­мов вскрыши и увеличением площади, занимаемой карьерами и их отвалами. Кроме того, возникают трудности, связанные с проветриванием глубоких карьеров, где скапливается и заста­ивается воздух, загрязненный пылью, выхлопными газами и газами от производства взрывных работ. В настоящее время для проветривания глубоких горизонтов применяют мощные реак­тивные установки и даже вертолеты, однако этим не всегда достигают желаемых результатов.

Поэтому, по мнению ученых, глубина только некото­рых карьеров в нашей стране может достичь в будущем 500-700 м.

Вопросы для проверки

1. Что такое конечная глубина карьера и как она определяется?

2. Какие существуют способы комбинированной разработки?

3. Каковы перспективы применения открытого способа разработки месторождений?

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский А.С. Разработка рудных и нерудных месторождений, М., Недра, 1983.

2. Воробьев Б.М., Бурчаков А.С. Основы технологии горного произ­водства. М., Недра, 1973.

3. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. М., Недра, 1977.

4. Именитое В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М., Недра, 1984.

5. Килячков А.П. Технология горного производства. М., Недра,

1985.

6. Маркшейдерское дело / Д.Н.. Оглоблин, Г.И. Герасименко, А.Г. Акимов и др. М., Недра, 1981.

7. Механизация проведения выработок в крепких породах / П.С. Ма­лый, Т.В. Мицык, А.А. Гуль и др. М., Недра, 1977.

8. Справочник по горнорудному делу. Под ред. В.А. Гребенюка, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. М., Недра, 1983.

9. Справочник по обогащению руд. Под ред. О.С. Богданова. М., Недра, 1982-1984.

10. Суханов А.Ф., Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом. М., Недра, 1983.

11. Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и органи­зация открытых горных работ. М., Недра, 1978.

ОГЛАВЛЕНИЕ

I

Введение.............................-....... 3

1. Основные термины и понятия.................... 6

2. Краткие сведения о геологии, классификации и запасах руд­ных месторождений.......................... 8

2.1. Строение Земли. Горные породы. Типы рудных месторождений

и элементы их залегания............................ 8

2.2. Классификация и особенности разработки рудных месторождений........................................ 12

2.3. Поиски и разведка рудных месторождений............. 15

2.4. Подсчет запасов руд и передача месторождения к промышлен­ному освоению.................................. 18

2.5. Общие сведения о проектировании подземных рудников..... 19

3. Общие положения подземной разработки рудных месторождений........................................ 21

3.1. Основные требования к разработке месторождений........ 21

3.2. Горно-рудные предприятия . . ..................... 22

3.3. Стадии, периоды и порядок разработки месторождений...... 23

3.4. Общая технологическая схема рудника................ 25

4. Разрушение горных пород...................... 27

4.1. Бурение шпуров и скважин....................... 28

4.2. Взрывные работы............................. 29

4.3. Механический и физические способы разрушения......... 35

5. Общие сведения о горных машинах и комплексах....... 36

5.1. Оборудование для отбойки руды и породы............. 37

5.2. Погрузочно-доставочное оборудование................ 42

5.3. Вспомогательное оборудование для очистных и проходческих работ........................................ 47

5.4. Транспортные машины и комплексы................. 47

5.5. Стационарные машины и комплексы................. 49

6. Вскрытие и подготовка рудных месторождений......... 51

6.1. Годовая производительность рудника................. 51

6.2. Влияние горных работ на состояние земной поверхности..... 52

6.3. Вскрывающие выработки........................ 53

6.4. Способы и очередность вскрытия рудных месторождений .... 55

6.5. Околоствольные дворы.......................... 59

6.6. Подготовка рудных месторождений.................. 60

7. Проведение горных выработок................... 62

7.1. Горное давление. Форма, размеры горных выработок и виды крепей....................................... 63

7.2. Проходка вертикальных шахтных стволов.............. 65

7.3. Проведение горизонтальных горных выработок.......... 74

7.4. Особенности проведения наклонных горных выработок..... 78

7.5. Проходка восстающих.......................... 79

7.6. Особенности проведения камерных и нарезных выработок. ... 82

8. Основные производственные процессы очистных работ ....

8.1. Отбойка руды................................ 83

8.2. Выпуск руды................................ 91

8.3. Вторичное дробление негабарита и ликвидация зависаний .... 92

8.4. Доставка руды............................... 95

8.5. Управление горным давлением..................... 102

9. Системы разработки..........................106

9.1. Общие положения.............................106

9.2. Сплошная система разработки..................... 199

9.3. Камерно-столбовая система разработки................ 112

9.4. Камерная система............................. 115

9.5. Система с отбойкой руды из магазина................ 119

9.6. Этажное принудительное обрушение.................. 122

9.7. Подэтажное обрушение.......................... 126

9.8. Система разработки горизонтальными слоями с закладкой . . . 129

9.9. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой...... 133

9.10. Столбовая система с обрушением кровли.............. 135

10. Подземный транспорт и подъем.................. 137

10.1. Подземный транспорт.......................... 138

10.2. Рудничный подъем............................ 140

10.3. Перегрузочные комплексы околоствольных дворов....... 142

11. Рудничный водоотлив........................ 144

11.1 Борьба с поверхностными и подземными водами......... 144

11.2. Подземный водоотлив.......................... 146

11.3. Защита подземных выработок от затопления........... 147

11.4. Очистка и использование шахтных вод............... 148

12. Рудничная вентиляция........................ 149

12.1. Рудничный воздух и требования к его составу. . ..... 149

12.2. Определение расхода воздуха, необходимого для проветри­вания........................................ 152

12.3. Схемы проветривания рудников.................. . 153

12.4. Вентиляционное оборудование и методы управления вентиля­ционной струей................................. 155

13. Энергоснабжение рудников, освещение подземных выра­боток .................. 157

13.1. Электроснабжение рудников...................... 157

13.2. Снабжение рудников сжатым воздухом............... 159

13.3. Освещение подземных выработок и рабочих мест......... 160

14. Маркшейдерское обслуживание горных работ......... 161

15. Технологический комплекс рудничной поверхности..... 164

16. Техника безопасности и горноспасательное дело....... 167

16.1. Общие правила.............................. 167

16.2. Спуск в шахту и подъем из нее, передвижение по выработкам. 168

16.3. Основные правила безопасности при работе в очистных и про­ходческих забоях................................ 169

16.4. Основы электробезопасности..................... 170

16.5. Промышленная санитария....................... 171

16.6. Рудничные пожары и борьба с ними................. 172

16.7. Основные правила поведения при авариях на рудниках..... 174

16.8. Горноспасательное дело........................ 175

17. Обогащение руд............................. 177

17.1. Дробление и измельчение руд..................... 178

17.2. Обогащение................................ 179

17.3. Приготовление концентрата...................... 181

17.4. Складирование хвостов......................... 182

18. Организация работ и управление рудником........... 183

18.1. Организационная структура и режим работы рудника...... 183

18.2. Управление рудником.......................... 184

18.3. Организация очистных и проходческих работ........... 186

19. Понятие о специальных способах подземной разработки рудных месторождений................ 188

19.1. Подземное выщелачивание....................... 188

19.2. Особенности подземной разработки россыпей........... 190

20. Эффективность подземной добычи руд............. 193

21. Общие сведения о разработке рудных месторождений открытым способом........................... 193

21.1. Элементы карьера и его параметры.................. 197

21.2. Основные этапы открытых горных работ.............. 199

21.3. Основные производственные процессы и их механизация . . . . 200

21.4. Вскрытие месторождений........................ 204

21.5. Системы открытой разработки месторождений.......... 205

21.6. Рекультивация земель, нарушенных горными работами..... 208

21.7. Предельная глубина открытых горных работ и перспективы

их развития.................................... 209

Список литературы............................... 210

Учебное пособие

Анатолий Олегович Баранов

ПОДЗЕМНАЯ РАЗРАБОТКА РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Редактор издательства ЕМ. Кит Художественный редактор О.Н. Зайцева Технический редактор Л.Н. Фомина Корректор Л.В. Павлова Оператор И.В. Волкова

ИБ № 7000

Подписано в печать 13.02.86. Т-03758. Формат 84x108 '/зг- Бумага оф­сетная № 1. Набор выполнен на наборно-пишущей машине. Гарнитура "Пресс-роман". Печать офсетная. Усл. печ. л. 11.34. Усл. кр.-отт. 11,55. Уч.-изд. л. 12,00. Тираж 2800 экз. Заказ ЗОБ /579-10. Цена 30 коп.

Ордена "Знак Почета" издательство "Недра", 103633, Москва, К-12, Третьяковский проезд, 1/19

Тульская типография Союзполиграфпрома при Государственном коми­тете СССР по делам издательств, полиграфии и книжной торговли. 300600, г. Тула, проспект Ленина,