
- •2. Краткие сведения о геологии, классификации и запасах рудных месторождений
- •Покажите на рис. 2.1 эндогенные, экзогенные и метаморфогенные месторождения.
- •Покажите на рис. 2.1 дизъюнктивные (разрывные) и пликативные (складчатые) нарушения горных пород.
- •2.2. Классификация и особенности разработки рудных месторождений
- •1. На рис. 2.1 покажите изометричные, столбообразные и плитообразные рудные тела.
- •2. Какие особенности рудных месторождений требуют наиболее строгого соблюдения мер безопасности при их разработке?
- •2.3. Поиски и разведка рудных месторождений
- •1. Чем различаются предварительная, детальная и эксплуатационная разведки?
- •2. Зачем нужна предварительная разведка и почему невыгодно сразу приступать к детальной разведке месторождения?
- •2.4. Подсчет запасов руд и передача месторождения к промышленному освоению
- •1. Чем отличаются балансовые запасы от забалансовых?
- •2. При каких условиях месторождение считается подготовленным к промышленному освоению?
- •2.5. Общие сведения о проектировании подземных рудников
- •3 1 Основные требования
- •3.2. Горно-рудные предприятия
- •Чем отличается рудник от шахты?
- •В чем разница между предоставляемыми руднику горным и мольным отводами?
- •3.3. Стадии, периоды и порядок разработки месторождений
- •1. Какие стадии и периоды разработки месторождения Вы знаете?
- •2 Почему сплошная отработка выемочных блоков в этаже в наступающем или отступающем порядке нерациональна при резком колебании качества руды?
- •3 4. Общая технологическая схема рудника
- •Назовите и кратко охарактеризуйте основные производственные процессы при подземной добыче руд.
- •Какие основные процессы входят в состав добычных (очистных) работ?
- •3. Назовите вспомогательные производственные процессы.
- •4.1. Бурение шпуров и скважин
- •4.2. Взрывные работы
- •4.3. Механический и физические способы разрушения
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,