книги из ГПНТБ / Технология добычи руды на жильных месторождениях Казахстана

ную крепь, обеспечивающую поддержание кровли слоя в момент передвижки секций.

Отбойка угля осуществляется с помощью ВВ или отбой­ ными молотками. Стенка 5 перед передвижкой с помощью шарнирного устройства легко освобождается от нагрузки. После установки на новом месте стенка поднимается дом­ кратом и стойка расклинивается.

С применением щитовой крепи очистной забой длиной 26 м продвигался в сутки на 1,5— 2,0 м, производитель­ ность забоя составила 190 т/сутки, а рабочего — более 4 т на выход. Расход круглого леса сократился с 19—20 до 10— 12 м3 и пиленого леса с 21 до 19 мг на 100 тугля [17].

Щ и т о в а я в ы е м к а на З о л о т у ш и н с к о м р у д ­ н и к е. В целях сокращения расхода леса, а также для повы­ шения производительности труда за счет уменьшения объе­ ма крепежных работ был предложен способ отработки Зо­ лотушинского месторождения нисходящими слоями под щи­ товым перекрытием с управлением «волной» [8 ].

Рудное тело в блоке имело угол залегания 30—40° и го­ ризонтальную мощность от 14,5 до 30 м. Породы висячего бока представлены кварцевыми порфирами средней устой­ чивости с коэффициентом крепости 17, имеющими склон­ ность к обрушению в виде глыбовых отдельностей и круп­ ных блоков. Выемка под щитом испытывалась в блоке дли­ ной 14 м и высотой 19 м. Монтажный слой отрабатывался слоевыми заходками от лежачего бока к висячему. Щит монтировался из составного полубруса длиной 2—4 м и диа­

ром 31 мм, нижний — 22 мм. Щит монтировался из трех рядов бревен по толщине. Между первым и вторым слоями накатника укладывались полосы из отрезков швеллера № 24 длиной по 4 м. Связь накатника с канатно-швеллер­ ным поясом осуществлялась при помощи шпилек на наклад­ ках, проходящих между каждым вертикальным рядом на­ катника.

Заходки, в которых монтировали щит, вначале крепят подхватами или временными стойками. Затем вырубают стойки щита со стороны подхватов и укладывают 2 —3 ряда накатника, после чего стойки устанавливают уже под верхняки на накатник щита. Затраты труда на выемку монтаж­ ного слоя составили около 140 чел-смен.

Слой нарезался спаренным ортом, из которого была пройдена отрезная заходка шириной 3—4 м. Вдоль торца

130

*

f* У-«

1|№13&1ЭД1В

Рис. 39. Щитовая система разработки: 1, 2 — канаты; 3 — шпилька; 4 — швеллер.

щита и посередине заходки устанавливали органную крепь, вдоль которой деформации щита не наблюдалось. Затем за­ буривали борт заходки и в дальнейшем вели выемку забоемлавой под щитом. Посадку щита и обрушение кровли произ­ водили взрыванием стоек. Шаг посадки обеспечивал рабочее пространство треугольной формы высотой 2,8 м и шириной по почве 3—5 м (рис. 39).

Производительность труда на первом слое составила 6,4, на втором слое — 4,7 м?1чел-смен. После выемки второго слоя существенных повреждений щита не обнаружено. При посадках щит ложился на подушку отбитой руды толщи­ ной 0,4— 0,5 м, что содействовало сохранению накатника.

131

Испытаниями установлено, что конструкция щита впол­ не работоспособна и в условиях Золотушинского рудника может обеспечивать выемку 5— 6 слоев. Производительность труда на очистной выемке составила в среднем 5,49 м3/чел-

смен.

Общая производительность труда при щитовой выемке находится в прямой зависимости от высоты отрабатываемо­ го блока и производительности труда при всех производст­ венных процессах.

На руднике прошли испытания щиты № 2 и 3 упрощен­ ной конструкции и повышенной гибкости.

Щитовым перекрытием № 2 отрабатывался участок руд­ ного тела, представленный устойчиво-трещиноватыми руда­ ми крепостью 12 м, горизонтальной мощностью 35—40 м с углом падения 40—70°.

Таблица 27

Затраты времени на очистную выемку при щелевой системе

труда и снижения себестоимости добычи руды за счет со­ кращения непроизводительных затрат времени.

В а р и а н т с л о е в о г о о б р у ш е н и я с г и б к и м м а т о м к о н с т р у к ц и и Р у д о л ь ф а Г е л б к е . Ц е й т ц (ГДР). Выемка верхнего слоя осуществляется в соответствии с известными способами разработки. Перед обрушением кровли на подошве выработанного слоя укладывается круг­ ляк внахлестку (рис. 40).

^Отработка второго слоя начинается с проходки попереч­ ной заходки. При этом конец мата в этой заходке подпира­ ется подхватом и удерживается на кровле слоя, подлежа-

132

щего выемке. Затем слой отрабатывается заходками с про­ тивоположного конца мата в направлении к первой заходке. Заходки проходят без крепления.

От восстающего 1 обычным способом проходится штрек 2 к восстающему 3 на уровне кровли 11 штрека 8. Затем обычным путем проходятся поперечные заходки 4.

Сразу по окончании этих работ производится укладка кругляка мата 5 в направлении выемки. При этом слои кругляка 5 соединяются внахлестку 6, между слоями круг­ ляка для большей прочности предусмотрена поперечина 7. Последняя и брусья 5 обвязываются канатом 13. После об­ рушения кровли снова проходится штрек 8 к восстающему 3. Затем следует проходка конечной заходки 9 и мат под­ пирается подхватами 10. Проходка поперечных заходок 12 осуществляется в направлении выемки таким образом, что мат постепенно опускается на почву выработанного слоя.

В а р и а н т с и с т е м ы с л о е в о г о о б р у ш е н и я с к о м б и ни р о в а н н ы м к р е п л е н и е м . Сущность вариан­ та заключается в том, что слоевой штрек и заходки под ви­ сячим боком крепятся металлическими или железобетонны­ ми штангами, а заходки под гибким настилом — неполны­ ми дверными окладами (рис. 41).

Рис. 41. Вариант системы слоевого обрушения с комбинирован­ ным креплением.

Данный вариант применяется на СУБРе на участке с углом падения рудного тела до 27° и покрывающими поро­ дами средней устойчивости.

134

Удельная трудоемкость крепления в общем цикле ра­ бот снижается в 2 раза, затраты труда на доставку крепеж­ ных материалов уменьшаются в 3 раза. В результате это­ го производительность труда забойного рабочего повышает­ ся на 10— 15%.

Следует отметить некоторую сложность рассмотренных выше вариантов системы слоевого обрушения и различных конструкций межслоевых перекрытий по сравнению с од­ нозабойной отработкой системой слоевого обрушения.

Большой простотой конструкции перекрытия отличает­ ся вариант двухзабойной отработки с выемкой под раздель­ но-консольным межслоевым перекрытием. Данный вариант освоен рядом горнорудных предприятий страны и может быть рекомендован для промышленных испытаний на про­ гонах 4—4,5 м. В процессе испытаний ширину очистного забоя можно увеличить до 4 ж с дополнительным крепле­ нием стойкой посередине верхняка. В случае положитель­ ных результатов ширина очистного забоя может быть дове­ дена до 5— 6 м.

Определение рациональных параметров системы слоевого обрушения

Расчет элементов системы зависит от целого ряда фак­ торов, таких, как характер и величина нагрузки, вес об­ рушенных пород на очистную крепь, интенсивность ведения очистных работ, изменение нагрузки во времени, продолжи­ тельность технологических операций, физико-механические свойства руд и пород и др. Одним из определяющих факто­ ров при расчете параметров системы является величина давления обрушенных пород.

Процесс выбора элементов системы начинается с опре­ деления параметров очистного блока для конкретных гор­ но-геологических условий. Размеры блока в свою очередь определяют параметры очистных выработок при системе слоевого обрушения, например, длину заходок при располо­ жении их по простиранию, количество заходок в слое, чис­ ло выемочных слоев и т. д.

Из сравнения видно, что Огневский рудник по горно-гео­ логическим условиям наиболее приближен к Северо-Ураль­ ским бокситовым рудникам. Мощность рудного тела, угол падения и крепость вмещающих пород на обоих рудниках примерно одинаковы.

Применение системы слоевого обрушения при отработке пологопадающих рудных тел имеет ряд особенностей: про­ ведение нарезного штрека каждого следующего слоя под не­

135

нарушенными породами висячего бока (при а до 25°); труд­ ность отработки рудных «клиньев» в контактах выемочного слоя с вмещающими породами висячего и лежачего боков; принудительное обрушение кровли в целях создания пород­ ной подушки необходимой толщины.

На СУБРе принята полевая подготовка с проведением подготовительных выработок в висячем боку рудного тела. Такая подготовка уменьшает объем подготовительных работ (не требуется проходить вертикальный восстающий) и облег­ чает доставку крепежного леса.

Но перечисленные особенности не являются решающи­ ми при выборе параметров системы.

На основании вышесказанного предварительно прини­ маем длину блока 20 м, вертикальную высоту этажа 20 т, по восстанию 60 м, высоту слоя 3 м. Длину заходок при расположении их вкрест простирания принимаем равной мощности рудного тела; при расположении заходок по про­ стиранию длина их будет равна длине блока, т. е. 20 м. Со­ гласно техническим условиям и требованиям безопасности работ, шаг обрушения принимаем 6 м.

Определенные таким образом параметры системы не яв­ ляются окончательными и могут быть откорректированы в сторону уменьшения после расчета элементов системы по на­ грузке.

Д а в л е н и е н а л е г а ю щ и х п о р о д п р и с и с т е ­ ме с л о е в р г о о б р у ше н и я . Отдельные элементы систе­ мы, в частности прочные размеры крепежной рамы или меж­ слоевого перекрытия на прогонах, должны определяться расчетом в зависимости от давления налегающих пород.

Вобщем случае в качестве внешних сил для расчетов прочных размеров конструкции крепи принимают: при рас­ положении крепи под обрушением — давление обрушенных пород, при расположении под консольно-нависающей пли­ той — давление плиты.

Вобоих случаях определить величину давления на крепь

сдостаточной для расчета точностью, особенно для очист­ ных выработок под обрушенными породами, практически невозможно.

Существующие гипотезы, объясняющие горное давление, основаны на образовании в кровле выработки параболиче­ ского свода обрушения (методы М. М. Протодьяконова, П. М. Цимбаревич), кривой давления сосредоточенных на­ грузок (методы А. Н. Динника, К. В. Руппенейта).

По методу М. М. Протодьяконова в основу расчета гор­

ного давления положена теория образования в кровле выра­ ботки параболического свода обрушения. Данный метод не

136

учитывает изменения величины горного давления с увели­ чением глубины расположения выработки, устойчивости пород и сводится к определению конечной величины стати­ ческого давления на весь пролет без учета фактора вре­ мени.

П. М. Цимбаревич рассматривает горное давление как нагрузку на крепь со стороны только кровли, боков и кров­ ли и только почвы горизонтальной выработки.

При слабых и рыхлых породах горное давление со сто­ роны кровли, по методу М. М. Протодьяконова, равно

g

Р т а х == д У&В Тt

где В — высота свода обрушения, зависящая от ширины пролета и угла внутреннего трения породы;

у — объемный вес породы, г/м3; а — полупролет кровли выработки, м; 9 — угол внутреннего трения пород.

При более прочных породах давление равно весу тре­

Для очень прочных пород

Р rain = W B Г.

По методу В. Д. Слесарева, на кровлю выработки дейст­ вуют силы от веса столба породы над выработкой и реакции боковых массивов неподработанных частей породы. Вели­ чина горного давления на 1 м2 горизонтальной выработки большой длины определяется по формулам:

при однородных породах большой мощности

137

где Тпрп~ приведенный объемный вес нижележащей поро­ ды, г/л*3;

К— мощность слоя нижележащей породы, м;

Крн— приведенное сопротивление разрыву нижележа­

щей породы, т/м2.

По методу К. В. Руппенейта вокруг выработки возника­ ет область неупругих деформаций, под которыми понимают пластические деформации или хрупкое разрушение. Вели­ чина горного давления на крепь выработки зависит от ус­ ловий работы системы крепь — горные породы. Механиче­ ская работа этой шахтной крепи и ее сопротивление дав­ лению горных работ изучены недостаточно; в связи с этим метод К. В. Руппенейта нуждается в доработке.

Гипотеза консольной плиты основана на предположении, что при работе с обрушением давление пород кровли на крепь вызвано давлением консольной плиты, удерживаемой от обрушения силами сцепления между частицами вдоль линии забоя и призабойной крепью. По мере увеличения ширины обнажения увеличиваются горное давление и про­ гиб кровли как нагруженной консольной балки.

Для уменьшения давления на крепь и предупреждения самообрушения кровли производится принудительная по­ садка кровли через определенные интервалы, называемые шагом обрушения.

Х а р а к т е р р а с п р е д е л е н и я н а г р у з к и . Для оп­ ределения горного давления на крепь и установления харак­ тера сдвижения пород висячего бока при системе слоевого обрушения в условиях полого- и наклоннопадающих рудных тел институтом «Унипромедь» в 1958— 1959 гг. проведены исследовательские работы на СУБРе [33].

Давление пород висячего бока на крепь измеряли с по­ мощью тензометрических датчиков сопротивления и спе­ циальных динамометров, которые устанавливали под стой­ ками крепежной рамы и в отдельных случаях — между верхняком и стойкой. Замеры проводили в трех характер­ ных для рудника блоках с различной мощностью залежи и

дении очистных работ под ненарушенной непосредственной кровлей давление на крепь увеличивается с развитием очист­ ных работ по простиранию. Первоначальный распор крепеж­ ной рамы составляет 3 т, по мере продвигания очистных ра­ бот на шаг обрушения давление увеличилось до 10,2 г. При этом давление на стойки со стороны обрушенного простран­ ства всегда было на 1— 2 г больше, чем на стойки, примы­

138

кающие к целику, что подтверждает наличие параболиче­ ского свода естественного равновесия над выработанным пространством. При ведении очистных работ под обрушенны­ ми породами крепь воспринимает давление сразу после ус­ тановки. Это давление остается постоянным независимо от количества отработанных по простиранию заходок, состав­ ляя в среднем 10 тна крепежную раму (9 т/м2).

Приведенные значения нагрузок являются сравнительно малыми. Это позволяет утверждать, что крепь воспринима­ ет давление не всей толщи пород, а лишь ее части, т. е. не­ посредственной кровли, а основная кровля зависает.

Зная величину нагрузки Р, испытываемую крепежной рамой, плотность установки крепи s, ширину заходки I и коэффициент разрыхления к, можно определить мощность обрушенных пород по формуле

Оперируя при расчете исходными данными СУБРа, вы­ числим

Н = 3,5-10-1,5 =5,7 м. 3,4-2,7

Полученный результат совпадает с рассчитанными по методу М. М. Протодьяконова.

Приведенный метод решения задачи удобен лишь при расчете отдельных узлов крепи, так как здесь не увязывают­ ся основные размеры очистной выемки.

При изучении характера сдвижения пород установлено, что отношение высоты свода обрушения к ширине состав­ ляет 0,65. Эти данные почти совпадают с расчетами по ги­ потезе свода. Натурные замеры давления на секционную крепь на Золотушинском руднике [23] показали, что дав­ ление на крайние секции было в 1,5—2 раза меньше, чем на средние. Это также свидетельствует о параболическом характере распределения нагрузки.

В общем случае определение давления со стороны обру­ шенных пород на очистную выработку сводится к нахож­ дению некомпенсированного веса пород, т. е. той ее части, которая не может быть удержана силами трения. Наряду с этим нельзя не учитывать состояние сыпучих пород в кров­ ле очистной выемки, изменяющееся в процессе добычи и общего опускания очистных работ. Известно, что ускоренное лодвигание очистного забоя и лучшая податливость крепи соответствуют меньшим значениям величины нагрузки на­ легающих пород на крепь, и наоборот.

Е. Я. Махно исследована подобная зависимость при от­ работке под опускающим щитом, дан соответствующий ме­

139