2.6. Выбор схемы и способа вскрытия рудничных полей

Схемы и способы вскрытия определяют в зависимости от чис­ла, назначения и взаимного расположения вскрывающих вырабо­ток. К ним предъявляют следующие требования:

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

• надежное и эффективное проветривание рудника в целом и подземных выработок в отдельности;

• обеспечение заданной годовой производительности рудника;

• минимальные затраты на вскрытие;

минимальный объем вскрывающих горных выработок;

• минимальные потери руды в охранных целиках;

• возможность периодического обновления горного хозяй­ства рудника;

• технически удобное и экономически выгодное размеще­ние промышленной площадки рудника.

При вскрытии вертикальными стволами главный ствол обычно располагают в лежачем боку за пределами зоны сдвижения пород (рис. 5.9). Достоинством является отсутствие охранных цели­ков, в которых консервируются значительные запасы руды.

Недостаток — большая длина квершлагов на глубоких горизонтах, а иногда и на горизонтах, близких к поверхности, если угол падения рудного тела недостаточно крутой. Однако достоин­ства способа вскрытия вертикальными стволами, расположенными в лежачем боку рудного тела, преобладают над недостатками, по­этому он является основным, наиболее распространенным.

Главный ствол рудника можно расположить и в висячем боку за пределами зоны сдвижения пород. Однако такая схема применяется редко, поскольку имеет ряд существенных недостатков, а именно:

1. суммарная длина квершлагов увеличивается;

2. квершлаги верхних этажей протяженнее, что существенно задерживает ввод месторождения в эксплуатацию;

3. незначительное увеличение глубины распространения зале­жи по сравнению с рассмотренным в проекте приводит к тому, что зона сдвижения пород захватывает ствол.

Главный ствол может быть расположен в висячем боку или пересекать рудное тело (рис. 5.10). К расположению ствола в вися­чем боку за пределами зоны сдвижения пород прибегают, если какими-то частными соображениями (наличием водоема, реки или гористого рельефа и т.п. на поверхности в лежачем боку).

О сновной недостаток такого расположения — необходимость оставлять охранный целик. К этой схеме прибегают при пологом и наклонном падении, малой мощности и большой площади залежи. При этом в охранном целике остается часть запасов руды.

Главный ствол может быть расположен на фланге месторож­дения за пределами зоны сдвижения пород. К такой схеме прибе­гают при разработке месторождений небольшой длины (от не­скольких сотен метров до километра). В этом случае воздухопо-дающий ствол располагают на противоположном фланге руднич­ного поля и разработку ведут при наличии двух стволов. Во всех других схемах общее количество главных, воздухоподающих и вспомогательных стволов должно быть не менее трех.

Наклонные стволы могут быть пройдены по рудному телу или в лежачем боку. Возле наклонных стволов, пройденных по руде, необходимо оставлять охранные целики шириной 20—30 м и более с каждой из их сторон.

Наклонные стволы в лежачем боку рудного тела проходят па­раллельно залежи, если угол ее падения меньше угла сдвижения пород, или параллельно поверхности сдвижения, если она более полога, чем залежь (рис. 5.11).

Вскрытие наклонными съездами или автоуклонами производят при небольшой глубине разработки месторождения и невысокой годовой производительности рудника (рис. 5.12.). При вскрытии наклонными съездами и автоуклонами рудную массу перевозят в самосвалах от забоя до поверхности без перегрузок.

Многоступенчатые (комбинированные) способы вскрытия рудничного поля чаще всего применяют при ведении горных работ несколькими очередями. К этим способам прибегают в следующих случаях:

1. глубина месторождения настолько велика, что его нельзя вскрыть вертикальной выработкой, пройденной с поверхности. Максимальная глубина стволов, пройденных с поверхности, обыч­но не превышает 1200—1500 м и в редких случаях (при многоканат­ном подъеме) достигает 2200 м. При глубине более 1500—2000 м собственная масса подъемных канатов настолько велика, что экс­плуатация подъема становится невозможной;

2. ниже уровня штольни остается часть месторождения, кото­рую можно вскрыть только слепыми стволами;

3. производительность подъема с глубиной снижается и чтобы сохранить производственную мощность предприятия приходится переходить на многоступенчатые способы вскрытия;

4. условия залегания рудного тела иногда меняются (напри­мер, может резко уменьшиться угол падения). В этом случае воз­растает длина квершлагов и может оказаться целесообразным пе­реход на вскрытие нижних горизонтов слепым стволом.

Наиболее широко распространено вскрытие с поверхности вертикальными стволами с переходом на глубине на вертикальные слепые стволы. Глубина каждой ступени составляет от 750 до 2000 м (рис. 5.13). Применяют эту схему на золотых рудниках России, Индии, Бразилии, ЮАР.

Способ и схему вскрытия рудничного поля выбирают по мето­ду вариантов. Для этого намечают технически возможные способы и схемы вскрытия рудничного поля и из них на основании инже­нерного опыта отбирают 2—4 конкурентоспособных варианта. Ка­ждый такой вариант укрупненно конструктивно прорабатывают и оптимизируют основные его параметры в той мере, в какой это может повлиять на сравнительную экономическую оценку.

После этого для каждого конкурентоспособного варианта рас­считывают величину критерия оптимальности. В качестве критерия оптимальности при выборе способа и схемы вскрытия обычно при­нимают сравнительные (т.е. различающиеся по вариантам) приве­денные затраты на вскрытие месторождения или его части. К ис­пользованию принимают вариант, обеспечивающий добычу руды с заданной производительностью при минимальных затратах на строительство рудника. Выбранный вариант разрабатывается де­тально, включая более глубокую оптимизацию и технико-экономическое обоснование всех его элементов и параметров.

Если варианты отличаются еще и уровнем потерь руды в ох­ранных целиках, то к сравнительным приведенным затратам нужно прибавить ущерб от общешахтных потерь руды. В случаях, когда затраты производятся разновременно (разными дозами и в различ­ные моменты времени), в критерий оптимальности следует вклю­чать не сравнительные, а полные приведенные затраты на вскрытие и пересчитывать их на момент начала строительства рудника, т.е. выражать в современной ценности.

Итак, конкретные составляющие критерия оптимальности за­висят от постановки задачи и влияющих факторов. Например, при решении вопроса о месте заложения вертикального рудоподъемно­го ствола (в лежачем боку за пределами зоны сдвижения пород или с пересечением рудного тела) критерий оптимальности принимает вид:

, (5.18)

где £„— процентная ставка за кредит, %/год; К— капитальные за­траты на проведение квершлагов в период строительства рудника, руб.; К" — общие капитальные затраты на проведение квершлагов, руб.; С — эксплуатационные расходы на подземный транспорт и поддержание квершлагов, руб.; У — ущерб от потерь руды в ох­ранных целиках, руб.; t — срок службы рудника, лет; \к* +С) —

сравнительная составляющая годовой себестоимости добычи, руб/год.

Если же решается вопрос о целесообразности одноступенчато­го вскрытия рудничного поля вертикальными стволами в две оче­реди, то необходимо учесть фактор разновременности затрат. Тогда критерий оптимальности

, (5.19)

где К\, К₂ — соответственно капитальные затраты на вскрытие, вложенные в период строительства рудника и во время ввода в строй II очереди вскрытия, руб.; К[,К*₂ — то же, плюс капиталь­ные затраты, производящиеся в течение 1-й и 2-й очередей вскры­тия; Си Сг — соответственно эксплуатационные расходы на подъ­ем, транспорт и поддержание капитальных выработок в течение 1-й и 2-й очередей вскрытия, руб.; t\,h — соответственно сроки служ­бы 1-й и 2-й очередей вскрытия, руб.; Е— коэффициент приведе­ния разновременных затрат (Е ~ 0,08-^0,15), доли ед.

Таким образом рассчитывают возможную эффективность ка­питальных вложений. Реализуют вариант вскрытия с максималь­ным значением этой эффективности.

2.7. Влияние подземных горных работ на земную поверхность

В результате разработки месторождения происходят сдвиже­ние и обрушение пород над ним. Зона, в которой породы могут сместиться при разработке месторождения, называется зоной сдвижения пород или зоной обрушения, если подработка нале-

492 гающих пород приводит к их обрушению. В дальнейшем будем пользоваться понятием — зона сдвижения, так как прогнозировать разграничение этих зон с достаточной точностью в большинстве случаев практически невозможно. Для проектирования вскрытия необходимо построить границы зоны сдвижения пород и охран­ных целиков.

Часть земной поверхности, затронутая сдвижением пород, но­сит название мульды сдвижения. Если мульда сдвижения нахо­дится в зоне прогибов, то она ограничена плавными прогибами земной поверхности по ее краям. Если мульда сдвижения находит­ся в зоне обрушений, то по ее краям, кроме прогибов, возникают разрывы горных пород с трещинами и провалами. Поэтому необ­ходимо знать границы мульды сдвижения в зависимости от разви­тия горных работ и вести их с учетом расположения охраняемых объектов.

При строительстве рудника шахтные стволы стараются располагать вне зоны возможного сдвижения пород. Если в зо­не сдвижения окажутся какие-либо горно-капитальные выработ­ки, здания или сооружения, то для сохранения их оставляют ох­ранный целик, в пределах которого нельзя вести очистную вы­емку. Охранные целики оставляют и в тех случаях, когда над ме­сторождением имеются реки, водоемы, обводненные пески или плывуны и когда осушение стоило бы слишком дорого по срав­нению с тем ущербом, который понесет народное хозяйство от по­терь части руды в охранных целиках.

Границы охранных целиков определяются по углам сдви­жения пород, причем вокруг охраняемой площадки оставляют предохранительную берму шириной от 10 до 50 м, в зависимости от важности охраняемого объекта. Угол сдвижения пород — это угол в вертикальной плоскости, который образует к горизонтали линию, соединяющую границу сдвижения пород на поверхности с отработанным участком рудного тела. Углы сдвижения пород со­ставляют:

• в наносах при мощности их до Юм — 45°, при большей мощности — 40°, а для влажных и мокрых наносов — 35°;

• в скальных породах — от 45° при слабых породах, до 65° при крепких породах;

• при слоистом строении скальных пород и согласованном залегании рудного тела угол сдвижения пород лежачего бока изменяется от 35° в слабых породах до 45° в крепких, а при крепких породах и очень крутом (под углом 80—90°) падении угол сдвижения увеличивается до 80°. Возможно сдвижение скальных пород по плоскостям на­рушений.

При сравнительно небольшой глубине залегания руд и боль­шой мощности рудных зон просадка дневной поверхности начина­ется с обрушения, после чего происходит развитие зоны сдвижения в ширину. Снизить влияние подземных горных работ на подраба­тываемую толщу пород можно только при оставлении большой части руды в навсегда потерянных

целиках или при полной заклад­ке твердеющим материалом. В виде исключения при малой мощно­сти залежи и большой глубине ее залегания (более, чем в 200—300 раз превышает мощность рудного тела) поверхность может оста­ваться практически неизменной, а при несколько меньших соотно­шениях глубины залегания и мощности (Н : М > 35—70) поверх­ность может проседать без трещин, т.е. без разрыва сплошности толщи пород и, следовательно, без потери их водонепроницаемо­сти. Примеры построения зоны сдвижения в простейших случаях приведены на рис. 5.14.

По упрощенной схеме построения зоны сдвижения пород на поверхности и охранных целиков границы мульды сдвижения оп­ределяются линиями пересечений земной поверхности или охра­няемыми объектами с плоскостями сдвижения пород, проведенны­ми через границы выработанного пространства под соответствую­щими углами ß, γ и δ, откладываемыми от горизонтальной плоско­сти вверх, в сторону выработанного пространства.

Значения углов сдвижения зависят от петрографического со­става пород, их физико-механических свойств и состояния (обвод­ненность, наличие мерзлоты и т.д.). Значение угла (3, зависит, кро­ме того, от угла падения рудного тела. Указанные углы сдвижения пород определяются для каждого района или месторождения на основе инструментальных наблюдений за сдвижением поверхности и нарушением подземных выработок. Углы сдвижения пород изме­няются от 35° до 85°:

• для необводненных наносов они принимаются обычно около 45°;

• для обводненных — 20—30°;

• средние значения для скальных пород — 50—75°.

В мульде сдвижения различают опасную (расположенную на границах) и безопасную (в середине) зоны, которые перемещаются по мере разработки месторождения. Построение охранного целика при расположении охраняемого объекта на поверхности осуществ­ляется, как и при охране ствола (рис. 5.15).

Охранные целики оставляют до горизонта безопасной глубины горных работ, т.е. глубины, ниже которой горные работы уже не оказывают разрушающего влияния на охраняемые объекты.

Б езопасная глубина, измеряемая по нормали от земной по­верхности, определяется как произведение нормальной мощности рудного тела на коэффициент безопасности, характеризующий ус­ловия разработки месторождения и применяемый способ ведения горных работ в зависимости от категории охраны сооружения, угла падения месторождения и характеристики пород.

3. Основные процессы подземных горных работ при добыче руды

3.1. Отбойка руды

Отбойка — это технологический процесс очистной выемки, заключающийся в отделении руды от массива с одновременным ее дроблением на куски. На подземных рудниках при взрывной от­бойке заряды располагают в скважинах, шпурах или в горных вы­работках.

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 ВВ на отбойку тонны или кубического метра руды (кг/т, кг/м³); выход руды при отбойке с одного метра шпура или сква­жины (т/м, м³/м);

• выход негабарита в процентах по массе 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 отбойки влияет ряд факторов, в том числе:

• крепость руды, с увеличением которой понижается ско­рость бурения и растет расход ВВ;

• трещиноватость руды, способствующая разделению мас­сива на отдельные кондиционные куски:

• число плоскостей обнажения, с увеличением которых по­вышается эффективность буровзрывных работ.

Наибольшее распространение получила скважинная отбойка. Скважины обычно имеют глубину от 5 до 100 м. Диаметр их от 40 до 200 мм и более.

Основные параметры скважинной отбойки:

• линия наименьшего сопротивления (л.н.с);

• 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 вертикальными или горизонтальными 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 скважин в отбиваемом слое может быть:

• параллельное;

• параллельно-сближенное;

• веерное;

• пучковое.

Параллельно-сближенное — один из вариантов параллельного (рис. 5.16, а) расположения скважин. При этом вместо одной сква­жины в ряду бурят несколько близко расположенных (сближен­ных) скважин. Расстояние между ними составляет не более 3—4 диаметров одной скважины, число скважин в комплекте 3—10. При взрыве несколько сближенных скважин работают как одна скважи­на большого диаметра. Это позволяет увеличить расстояние между буровыми выработками и уменьшить их число.

Наиболее распространено веерное (см. рис. 5.16, б) располо­жение скважин в слое, при котором они расходятся веером из од­ной точки. В этом случае с одной позиции бурят несколько сква­жин. При этом резко сокращаются трудозатраты на монтаж-демонтаж и перестановку станка, возрастает сменная производи­тельность бурильщика; необходимо меньшее число буровых выра­боток. Недостатки отбойки веерными скважинами связаны с не­равномерным размещением ВВ по объему взрываемого массива. Так как вблизи буровой выработки скважины расположены густо, некоторые из них заряжают не полностью, в то время как расстоя-

ние между концами скважин составляет около полутора л.н.с, что снижает качество дробления, увеличивая выход негабарита.

Пучковое расположение скважин отличается от веерного тем, что из одной буровой камеры, одной позиции станка бурят не­сколько веерных комплектов в различных плоскостях (рис. 5.17). Это позволяет с помощью скважин, пробуренных с одной позиции, отбить слой руды большого объема и сократить затраты на проход­ку буровых выработок.

Пучковое расположение скважин применяют в основном для посадки кровли и разрушения целиков. Взрывают скважины в пуч­ке одновременно или с коротким замедлением по веерам.

По углу наклона слоев различают отбойку:

• вертикальными и крутонаклонными слоями (рис. 5 18 а, б);

• горизонтальными и слабонаклонными слоями (см. рис 5.18, в, г).

При вертикальном и крутонаклонном расположении слоев раз­личают подэтажную и этажную скважинную отбойку. В первом случае буровые выработки располагают на промежуточных уров­нях (подэтажах), во втором случае всю руду в камере отбивают из выработок, пройденных на уровнях только верхней или нижней границы блока. Скважинами обычно отбивают руду послойно, рас­полагая их рядами (или веерами), параллельными поверхности, на которую производится отбойка.

Эта поверхность может граничить как со свободным простран­ством (отбойка на свободное пространство), так и с разрыхленной горной массой осевших вниз вмещающих пород (отбойка в зажи­ме). По возможности следует располагать отбиваемые слои верти­кально и взрывать их одновременно с противоположных сторон очистного пространства, чтобы обеспечить соударение слоев для лучшего дробления руды.

Отбойкой в зажиме называется отбойка на контактирующую вплотную с забоем отбитую руду или обрушенную вмещающую породу (рис. 5.19). Свободного пространства около взрываемого

Рис. 5.18. Схемы расположения скважин:

а — подэтажная вертикальными слоями, веерное расположение скважин; б — тгажная крутонаклонными слоями, параллельное расположение скважин; в — горизонтальными слоями, параллельное расположение скважин в плане; г — гори­зонтальными слоями, веерное расположение скважин в плане; / — буровые выра­ботки; 2 — выработки для выпуска рудной массы; 3 — выработки для доставки рудной массы; 4 — отрезная щель; 5 — подсечка; 6 — верхняя граница подсечки; 7— полевой штрек; 8 — взрывные скважины

При шпуровой отбойке руды заряды располагают в шпурах — цилиндрических полостях диаметром до 75 мм и длиной до 5 м, пробуренных в массиве горных пород. Шпуровые заряды имеют меньшую мощность 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 ВВ. Шпуровую отбойку используют, как правило, в тех случаях, где невозможно или невыгодно применять скважинную.

Шпуровая отбойка бывает почвоуступной (рис. 5.20, а, б) и потолкоуступной (см. рис. 5.20, в—д). Руду отбивают слоями при горизонтальном и вертикальном расположении шпуров. В некото­рых случаях применяют подэтажную шпуровую отбойку (см. рис. 5.20, е).

• 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. удельный расход ВВ на отбойку с расходом ~ 0,6—3 кг/м³;

• выход отбитой руды на 1 м шпура ~ 0,3—1,5 м³/п.м;

• выход негабарита — от 0 до 3—5 %. Достоинства шпуровой отбойки:

• возможность применения при любой мощности залежи и при искусственном поддержании выработанного про­странства;

Отбойку руды в каждом слое осуществляют восходящими шпурами, если руда устойчива, или горизонтальными шпурами, если устойчивость массива недостаточна. 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.

Технико-экономические показатели шпуровой отбойки:

• удельный расход ВВ на отбойку с расходом ~ 0,6—3 кг/м³;

• выход отбитой руды на 1 м шпура ~ 0,3—1,5 м³/п.м;

• выход негабарита — от 0 до 3—5 %. Достоинства шпуровой отбойки:

• возможность применения при любой мощности залежи и при искусственном поддержании выработанного про­странства наиболее полная выемка руды у контактов залежи и отно­сительно меньшее разубоживание пустой породой;

• достаточно мелкое дробление руды. Недостатки шпуровой отбойки:

• высокие материально-трудовые затраты;

• работа бурильщика в непосредственной близости к раз­рушаемой части блока, что не всегда в достаточной мере безопасно;

• сложность или практическая невозможность одновремен­ного обрушения больших объемов руды;

• повышенная запыленность рудничной атмосферы (при пневматическом бурении).

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;

• при работе людей в очистном пространстве и при выемке руды забоями ограниченного сечения;

• при необходимости оставления рудных целиков для под­держания кровли очистных камер.

Минная отбойка практически исчезла и используется в исклю­чительных случаях, например для обрушения массивов больших объемов, в которых уже есть или могут быть проведены горные выработки. При минной отбойке сосредоточенные заряды ВВ мас­сой от 0,5 до 3 т размещают прямо в выработках. Расстояния между зарядами ВВ и от заряда до обнаженной плоскости (л. н. с.) колеб­лются от 6 до 12 м.

Используют две схемы минной отбойки:

• размещение зарядов на почве выработок;

• размещение зарядов в минных карманах.

При использовании варианта с минными карманами из выра­ботки проходят рассечки (минные карманы) длиной 3—5 м, в кон­це которых устраивают минные колодцы глубиной 0,5—1 м, где и размещают заряды ВВ. В другом варианте сосредоточенные заряды ВВ размещают через 5—8 м по длине в прямолинейных протяжен­ных минных выработках.

Недостатками минной отбойки являются: неровные кон­туры; увеличенные потери и разубоживание руды; нарушение окру­жающего массива и частичное разрушение ближайших горных выра­боток.