книги из ГПНТБ / Технология добычи руды на жильных месторождениях Казахстана

ков-столбов на оси барьерного целика гор. 610 м наносим точки через отрезки, равные 15 м. Полученные точки про­ нумеруем 1, 2, 3 и т. д. (ось барьерного целика криволиней­ ная, изменяется в соответствии с гипсометрией почвы штре­ ка). Расположение точек 1, 2, 3 и т. д. на криволинейной оси производится таким образом, чтобы впоследствии целикистолбы, центрами которых являются точки, не попали в зону наклонных восстающих. Через центры целиков про­ водятся линии, параллельные осям камер (рис. 26).

Далее необходимо фиксировать длину полученных от­ резков в промежутке от центра соответствующих целиков горизонтов 610 и 580 м (последние на плане показаны в виде барьерных целиков).

Рис. 26. План расположения целиков к проекту отработки опыт­ ного блока.

Площадь отрабатываемого участка изменяется по непра­ вильному контуру в соответствии с взаимными положения­ ми штреков гор. 580 и 610 м.

При расположении целиков по квадратной сетке пло­ щадь основания Sqch равна А 2. В рассматриваемом случае, соединяя четыре близлежащих целика, приблизительно бу­ дем иметь ромбы со сторонами 15 м, длина меньшей из диа­ гоналей равна также 15 м (например, целики № 14—25, 25—16 и т. д.).

Длина другой диагонали равна

B—2 j/ rА2- -^-=2 Y 152-

100

Площадь ромба составляет

15-26 = 200 м2.

Расчет ведется по методу Л. Д. Шевякова, согласно ко­ торому сечение целика по условию допускаемого напряже­ ния на сжатие от действия призмы с площадью основания So, высотой Я определяется из выражения

ТH S . n

(38)

где Я — высота налегающего столба пород от центра кров­ ли целика до дневной поверхности;

ks — коэффициент запаса прочности, тг=3;

[ос] — предел прочности на сжатие для образца породы целика кубической формы [сгс] = 12 000 т/м2 (эта величина принята по результатам исследования физико-механических свойств пород и руд Огневского рудника ИГД им. А. А. Скочинского);

кф— коэффициент формы целика, учитывающий влия­

ние соотношения геометрических размеров цели­ ка на его несущую способность.

Значение кф для пород Бакенного месторождения на

данный момент еще экспериментально не установлено и поэтому для предварительной опытно-экспериментальной рекомендации принимается по аналогии со значениями, ус­ тановленными для джезказганских пород такой же крепо­ сти, для которых

Из выражения (38) находим

—

ЫЗц '

Принимая квадратное сечение целиков S4= a 2 и под­ ставляя значение всех коэффициентов, входящих в формулу

(39), имеем

Приравнивая выражения (39) и (40), будем иметь

101

у— 0.18Н

Уh — а* ’

откуда

ширины столбчатого целика для конкретных значений глу­ бины залегания и мощности рудного тела при указанных выше значениях крепости руд, сетки расположения цели­ ков, коэффициента запаса прочности целика.

П о р я д о к п р о в е д е н и я р а с ч е т а . Для опреде­ ления допускаемой ширины того или иного целика необхо­ димо каждый раз подставлять в формулу (41) значения вы­ соты налегающего столба пород от центра кровли целика до дневной поверхности и высоты целика, иначе говоря, мощности рудного тела в данной точки залежи. Следова­ тельно, расчету целиков должны предшествовать:

1) определение значения Н для данного целика, это (рис. 27) производится вычитанием топографических поверх­ ностей земли # 3 и кровли залежи Нкр;2

Рис. 27. Рельеф земной поверхности участка опытного бло­ ка.

2) определение значения h для данного целика, это про­ изводится вычитанием топографических поверхностей кров­ ли Нкр и почвы залежи Нпочъ.

Далее, при расчете какого-либо из целиков с конкретны­ ми значениями координат его центра найденные значения H u h подставляются в формулу (41).

102

Результаты расчетов, произведенных по описанному вы­ ше методу, приведены в таблице 22.

Окончательно ширину целиков следует принимать на 0,7—0,8 м больше вычисленной, т. е. с учетом интенсивной трещиноватости целика по периметру в результате ведения буровзрывных работ.

Результаты наблюдений за поведением барьерных, междукамерных целиков и кровли камер

К началу IV квартала 1968 г. в опытном блоке жилы Сподуменовая III гор. 580—610 м полностью отработаны

46, 47, 48, 49-я камеры и частично 50, 51, 52-я.

В течение всего периода отработки опытного блока ве­

103

лись визуальные наблюдения за поведением кровли камер, междукамерных и барьерных целиков, на основании кото­ рых каких-либо изменений в поведении перечисленных вы­ ше элементов блока не наблюдалось.

При отработке блока было допущено изменение расстоя­ ния между столбчатыми целиками по линии восстания с 15 до 10 ж с целью создания более устойчивой системы рас­ положения междукамерных целиков.

Анализируя поведение кровли и целиков опытного бло­ ка, можно сделать следующие выводы. Параметры, рассчи­ танные в проекте по этому блоку, выбраны правильно, что подтверждается устойчивостью кровли камер и целиков поч­ ти при полной отработке панели, когда [зсж] для барьер­ ного целика равна 700 кг1см,2, а междукамерных целиков — 200 кг/см2. При расширении площади отработки нагрузка на целики с увеличением глубины отработки увеличится и для ее подсчета необходимо проведение дополнительных исследований.

Метод расчета параметров приемлем для условий зале­ гания Бакенного месторождения.

Как видно, методика расчета параметров междукамер­ ных целиков и пролета камер выбрана правильно.

Предлагаемый вариант камерно-столбовой системы разработки

Параметры камерно-столбовой системы разработки на Огневском руднике не имеют достаточного научного обосно­ вания. Междукамерные целики оставлялись не регулярно, размеры не были выдержаны. Проектом Иргиредмета было предусмотрено оставление надштрековых и подштрековых целиков, параметры которых также не были обоснованы. Такое ведение горных работ привело к внезапному массо­ вому обрушению висячего бока в декабре 1968 г. на жиле Сподуменовая III гор. 610 м.

Во избежание массового обрушения предлагаются два

Г. Е. Гулевича, в случае различной жесткости тех и других разгружает первые, предотвращая внезапное массовое об­ рушение. В случае, если обрушение все-таки произойдет, изолированная панель послужит преградой для распростра­

104

нения возникающей ударной волны по другим горным вы* работкам.

Наряду с этими преимуществами вариант имеет очень серьезный недостаток — резко увеличиваются потери по­ лезного ископаемого.

При втором варианте во избежание внезапного массово­ го обрушения предусматривается принудительная посадка висячего бока отработанной панели. Для того чтобы порода не проникла в отработанную панель, расположенную ниже горизонта, оставляется барьерный целик по линии прости­ рания.

Потери полезного ископаемого в сравнении с первым ва­ риантом значительно уменьшаются, так как отпадает необ­ ходимость оставления барьерных целиков по линии восста­ ния.

Для выбора предлагаемого варианта камерно-столбовой системы разработки подсчитаем потери руды в опорных и барьерных целиках панели.

Барьерные целики, разделяющие выемочное поле на ряд изолированных друг от друга панелей, имеют следующие размеры: по простиранию — длину 255 м, ширину — 7 м; по падению — длину 120 м, ширину — 5 м. Общие потери руды при варианте с поддержанием висячего бока составят 117 910 т, т. е. 29,6% от запасов панели. Общие потери при втором варианте — 96 070 т, т. е. 24,2%.

Для проведения экономического сравнения предлагае­ мых вариантов камерно-столбовой системы разработки по величине потерь руды и добываемому металлу необходимо разработать технологию ведения посадки кровли панели.

В условиях Огневского рудника вмещающие породы имеют большой коэффициент разрыхления (1,6), поэтому в случае посадки панели общей площадью 20 000 м2 обруше­ ние неизбежно будет происходить до самой поверхности (очень большая площадь обнажения) и, таким образом, рас­ сматриваемый нами случай как бы переходит во второй. Свод естественного равновесия при значительных площадях обнажения в крепких породах обычно образуется на глуби­ не 300—500 м.

В нашем случае глубина отработки не очень большая, а породы сильно трещиноватые.

Гористый рельеф местности месторождения и отсутст­ вие каких-либо зданий или сооружений на поверхности по­ зволяют безопасно производить посадку кровли.

Чтобы произвести обрушение висячего бока отрабатывае­ мой панели, нет необходимости бурить скважины по всей панели ввиду того, что площадь обрушения и так очень

105

большая (120X255 м); достаточно обурить полосу кровли с наклонной высотой, равной примерно 40—50 м, по всей длине панели.

Величину полосы, обуриваемую скважинами и равную 40—50 м, принимаем исходя из следующих факторов.

1.Производительность станка, выбранного для бурения глубоких скважин, должна быть высокой, чтобы в предель­ но короткий срок можно было обурить необходимую полосу кровли. В противном случае это может отразиться на даль­ нейшем ведении взрывных работ. Этот фактор, т. е. срок обуривания, вынуждает выбирать наиболее оптимальную ширину полосы.

2.Выбор высокопроизводительного станка нужно вести по глубине бурения скважин не меньше 40—50 м, а произ­ водительность станка на этой глубине бурения должна при­ ближаться к максимальной, как в начале бурения скважи­ ны. Однако станков, удовлетворяющих этим требованиям, нет.

3.Когда посадка закончится, в необуренной части па­ нели могут остаться отдельные необрушенные козырьки или лента определенной ширины (защемленная, как консольная балка), обрушение которых может произойти позднее и вы­ звать опасные движения масс воздуха. Для предотвращения этого надо надежно перекрыть все восстающие выработки, связывающие отработанную панель с откаточным полевым штреком не только металлическим перекрытием, но и мощ­ ной породной подушкой.

Рудная подготовка в варианте с посадкой кровли исклю­ чается, так как в случае внезапного обрушения закладка окон будет выдавлена и ударная воздушная волна распро­ странится в действующие горные выработки, что связано с определенным риском.

Принудительная посадка 40—50 м висячего бока не только способствует получению надежной преграды от рас­ пространения внезапной воздушной волны, но и служит импульсом к обрушению верхней необуренной скважинами части панели (рис. 28).

Вопрос посадки висячего бока всей панели можно ре­ шить иначе, т. е. обрушение вести в две стадии, обуривая панель скважинами полностью. Но возникает вопрос, есть ли необходимость производить обуривание всей панели при такой площади обрушения и таком большом коэффициенте разрыхления вмещающих пород?

Для обрушения висячего бока отрабатываемой панели необходимо соблюдать последовательную очередность в ве­ дении взрывных работ. Вся панель подразделяется на две

106

половины: часть, в которой ведутся взрывные работы по разрушению кровли и междукамерных целиков, и часть, где ведутся взрывные работы только по разрушению между­ камерных целиков.

В первой половине панели сначала разрушаются между-

медлением взрывания междукамерных целиков и кровли. Расположение камер можно выбрать следующим:

в случае проведения бурового штрека — параллельное расположение скважин в горизонтальной плоскости, веерное в вертикальной плоскости;

при бурении скважин из буровой камеры — веерное рас­ положение в горизонтальной и вертикальной плоскостях.

Скважины обуривают высокопроизводительными станка­ ми НКР-ЮОм с глубиной бурения 50 м, диаметр скважины 105 мм. Стоимость бурения 1 пог. м скважины колеблется от 6 до 10 руб.

Расчет параметров буровзрывных работ произведен ис­ ходя из того, что при обуривании массива висячего бока шириной 50 м необходимо отбить такое количество породы, чтобы оно заполнило пустоту, образующуюся в результате выемки рудной массы, и свод естественного равновесия, ко­ торый появится, если не произойдет обрушения до дневной поверхности. Для упрощения расчетов представим себе свод естественного равновесия, обуренный скважинами, не в ви­ де полуокружности, а в виде многоугольника. Рассчитаем заполнение отбитой породой всего объема пустоты:

107

где hH— высота отбиваемой породы; k — коэффициент разрыхления.

Объем взорванного свода естественного равновесия ра-

вен

К = w l+ V i+ V 2=50- 5-1+250+200=750 м3,

Из сравнения двух полученных величин видно, что ко­ личество отбитой породы вполне достаточно для заполне­ ния всего объема пустоты с учетом коэффициента разрыхле­ ния.

Для определения величины линии наименьшего сопро­ тивления единых формул не существует, так же как нет и единой методики оценки качества взрыва. Для каждого ме­ сторождения в связи с физико-механическими свойствами пород и руд имеется минимально допустимая величина удельного расхода ВВ на отбойку qmin (кг/м3), а следова­ тельно, и на максимально допустимое значение величины л. н. с. -

где qc — величина заряда скважины.

Выбранная величина л. н. с. не должна превышать Wmax> На других рудниках Казахстана [14, 21, 64, 105, 118] она колеблется в пределах 3— 6 м в зависимости от крепости пород и руд, при этом особое внимание уделяется выходу негабарита. В нашем случае этот фактор большой роли не играет, поэтому примем л. н. с. равной 5 м.

уточнить на практике.

Тип применяемого ВВ — аммонит 6ЖВ, аммонит 7, патронированные, стоимостью 315 руб/т.

Для обуривания кровли скважинами на всю длину па-

108

пели проходится буровой штрек сечением 6 ж2, который связывается с панельным штреком четырьмя восстающими длиной 7 и сечением 6 м2.

Разрушение междукамерных целиков V = 5,0X5,5X5 производим шпуровым методом. Каждый целик обуривается с двух широких сторон 16 шпурами глубиной 2,3 м по сетке 1X1 м. Заряжение шпуров производим патронированными ВВ. Вес патрона 250 г.

Подсчитанные суммарные затраты, необходимые для проведения посадки кровли по второму варианту, даны ни­ же:

Ценность в виде металла, извлекаемая из барьерных це­ ликов, расположенных по восстанию и подлежащих выем­ ке по второму варианту, составляет 497 800 руб.

Как видно, более целесообразен второй вариант камер­ но-столбовой системы разработки, при котором потери со­ ставляют 24,2%, т. е. на 5,4% меньше, чем при первом ва­ рианте. Затраты же, связанные с проведением посадки кров­ ли, компенсируются за счет металла, извлекаемого из барь­ ерных целиков.

Выводы

На основании теоретических и экспериментальных ис­ следований установлено:

1. Параметры отработки камерно-столбовой системы на Бакенном месторождении принимаются без необходимого обоснования. Не обосновано также планирование потерь. В настоящее время потери при этой системе разработки со­ ставляют 19— 20% и на руднике имеют место внезапные массовые обрушения. Расчеты показывают, что оптималь-

109