книги из ГПНТБ / Камерная система разработки в горнорудной промышленности С. Г. Борисенко, Ф. А. Копица.1960 - 27 Мб
.pdfВ последнее время на руднике внедрена камерная система с отбойкой руды глубокими скважинами.Для образования от резной щели проходят восстающий, расширяемый в дальнейшем посредством глубоких скважин. Скважины располагают вееро
образно с расстоянием .между ними 2,3 м. |
Скважины |
бурят |
|
станками с погружными перфораторами. |
|
|
|
В качестве ВВ применяли прессованный |
динафталит |
(патро |
|
ны связывали по три штуки). |
|
|
|
Кусковатость руды была удовлетворительной. |
|
|
|
При отбойке скважинами получены следующие показатели: |
|||
Производительность одного рабочего, /м*смену: |
|
14 |
|
Себестоимость бурения 1 пог. м скважины, руб. |
30—35 |
На руднике испытывается вариант системы без горизонта гро хочения с наклонным плоским днищем, с отрезной щелью и погрузкой руды погрузочными машинами.
Для увеличения производительности труда бурильщиков на
руднике повышена кусковатость руды, увеличены размеры вы пускных дучек в блоках с массовой отбойкой; для механического дробления крупных кусков руды на горизонте 162 м установ лена щековая дробилка с отверстием 1200X900 мм.
Норильский рудник 7/9 *
Норильское полиметаллическое месторождение представляет собой мощное рудное тело.
В кровле рудного'тела залегает толща интрузивных и эффу
зивных пород мощностью до 250—400 м, а в почве — лабра доровые порфириты или андезитовые диабазы, подстилаемые осадочными породами. Тунгусской свиты. Падение рудного тела пологое 6—18°. Коэффициент крепости руды и вмещающих пород 12—14.
Месторождение залегает в исключительно сложных геологиче ских условиях и отличается рядом особенностей. На всей его пло щади наблюдается интенсивное развитие трещин в различных направлениях, что отрицательно отражается на устойчивости кровли при разработке и является одной из причин образования при взрывных работах большого количества негабаритных кус
ков руды.
Разработка месторождения, кроме этого, осложнена нали чием естественного выделения метана по трещинам из угольных пластов Тунгусской свиты, расположенных в 20—25 м под руд ным телом.
Значительная часть месторождения находится в зоне вечной мерзлоты, что вызывает ряд трудностей при его эксплуатации. Например, исключается бурение шпуров и скважин с промывкой.
* Описание опыта рудника дано М. И. Ермоленко.
234
Часть месторождения, разрабатываемая рудником 7/9, пред
ставлена пластообразной залежью с углом падения 10—20°. Мощ ность рудного тела на верхних горизонтах в среднем 18—20 м,
на нижних 30—35 м.
Непосредственной кровлей рудного тела являются габбродиабазы с непромышленным оруденением, а выше — безрудные, перекрываемые толщей эффузивных пород. Средняя суммарная мощность покрывающих пород 140—250 м.
Рудное тело разделено на две части: западную (поле рудни ка 7) и восточную (поле рудника 9).
Быстрые темпы роста добычи руды привели к тому, что
опытные работы по применению различных систем разработки проводились одновременно с эксплуатационными или даже пред
ставляли с ними одно целое.
Очистные работы на руднике начали в 1951 г. и с этого вре мени ведут интенсивные поиски наиболее производительных и
безопасных систем разработки.
Рудное тело разделено по падению на панели шириной 56 м. Каждая панель разбита по простиранию на эксплуатационные блоки. Подготовка блоков полевая.
При составлении технического проекта в 1948—1949 гг. руд ное тело и вмещающие породы рассматривались как крепкие и
устойчивые.
Техническим проектом в качестве основных систем были при няты: камерно-столбовая (для участков рудного тела небольшой мощности) и система разработки камерами с отбойкой руды из подэтажных выработок.
Отбойку руды в камерах вели мелкошпуровым способом по
толкоуступным забоем с частичным магазинированием. С 1954 г. камерно-столбовую систему, как опасную в условиях недоста точно устойчивых пород, на руднике не применяют.
В первый период применения камерной системы с отбойкой
руды из подэтажных выработок руду отбивали мелкошпуровым способом из открытых заходок. Подэтажи высотой 7—9 м отра батывали тремя уступами высотой 2—3 м. Однако из-за сильной трещиноватости руды работа в заходках была опасной.
В 1952 г. значительное число камер было переведено на си
стему с магазинированием руды и шпуровой отбойкой. Однако значительная площадь обнажения кровли (примерно 700 м2) в
камерах приводила к обвалам и отслоениям руды, что делало работу в камерах опасной.
С освоением тяжелых колонковых перфораторов и станков
БМК-2Б для бурения глубоких скважин был применен вариант подэтажной отбойки веерными комплектами штанговых шпуров
ивертикальными глубокими скважинами.
С1954 г. основной системой на руднике 7/9 являлась камер ная система с отбойкой руды из подэтажных выработок вееро
235
образно расположенными скважинами, пробуренными колонковым'и перфораторами.
Впервый период разработки месторождения при всех систе мах ширина блока составляла 21 м, в том числе камера 14 м и междукамерный и линейный целики по 7 м. Длина блока была равна ширине панели 56 м.
Впроцессе эксплуатации выявилась недостаточная устойчи
вость целиков принятых размеров. В связи с этим в 1954 г. были приняты новые параметры блока: ширина междукамерного целика 14 м и ширина камеры 21 м Дрис. 156), ширина линей
ного целика 10 м.
Увеличение ширины камер было принято для извлечения максимального количества руды до обрушения целиков и кров ли. Камерный запас при указанных выше параметрах блока составлял 55%, а при прежних 50%.
Выемка камер шириной 21м предусматривалась в две стадии; в первую очередь 14 м, а затем две боковые прирезки по 7 м.
Таким порядком выемки руды стремились уменьшить до ми нимума время отработки камер при полной их ширине, но опыт показал, что при отбойке руды в прирезках не достигается ее хорошее дробление, а взрывы при значительном весе зарядов
разрушают междукамерные целики. Кроме того, вариант широких
камер следует признать неудачным и потому, что отбойка руды в несколько стадий оказалась сложной, последовательность работ не выдерживалась, отработка камер происходила -мед ленно и в результате наблюдались случаи самообрушений
кровли камер.
Недостаточная устойчивость целиков, несвоевременное пога шение привели к усилению горного давления. В результате этого произошло раздавливание междукамерных целиков, обрушение
кровли 'в ряде камер и нарушение выработок горизонта скрепе рования.
Сильное разрушение целиков и обрушение кровли камер нэ
руднике 7 наблюдалось в период июль—октябрь 1955 г. Были разрушены почти все целики шириной 14 м. В связи с этим воз никла острая необходимость применения такой системы разра ботки, при которой обрушения рудных целиков и пород кровли производились регулярно.
С 1956 г. применяли несколько вариантов системы этажного
принудительного обрушения, различающихся способом отбойки руды.
Во всех вариантах блок размерами 112 м по падению и 60 м
по простиранию состоит из четырех камер и четырех междука
мерных целиков. Основные показатели по системам разработки,
применявшимся на руднике, приведены в табл. 38.
236
2 0 ^
Рис. 156. Система разработки открытыми ка мерами с отбойкой руды веерными комплек тами шпуров, применяемая на Норильском медно-никелевом руднике
ю |
|
Таблица |
£ |
Основные |
показатели систем разработки, применявшихся на руднике 7/9 |
|
||
|
|
I |
|
|
|
т |
Сменная |
про |
|
,блокаДлинам |
,блокаШиринам |
междукамерногоШирина ,целлкам |
бъемОподготовительных нарезныхработна1000и ,руды.гопм |
|||
бурильщика |
рабочегозабойного |
изводитель ность труда,
мл/смену
Системы разработки
|
|
|
|
|
|
|
| |
|
Камерно-столбовая'.................... |
56 |
21 |
6-7 |
4,5 |
5 |
— |
||
С магазинированием руды (мел |
|
|
|
|
|
2,98 |
||
ко-шпуровая отбойка) . . . |
56 |
21 |
7-8 |
11,1 |
14,6 |
|||
С отбойкой руды из подэтаж |
|
|
|
|
|
|
||
ных выработок: |
|
|
|
|
|
|
|
|
мелкошпуровая |
отбойка |
|
|
|
|
|
|
|
из открытых заходок . . |
56 |
21 |
7-8 |
12,3 |
9,1 |
2,8 |
||
отбойка веерообразными |
|
|
|
|
|
|
||
шпурами из |
параллель |
|
|
|
|
19,1 |
|
|
ных выработок .... |
56 |
21 |
7-8 |
14,3 |
|
|||
отбойка |
веерообразными |
|
|
|
|
|
|
|
штанговыми скважинами |
56 |
21 |
7-8 |
11,1 — |
17,4 |
— |
||
|
|
|
|
|
|
12,1 |
||
Этажного |
принудительного |
112 |
60 |
13-17 9,9-11,3 |
17,0 |
4,18 |
||
обрушения.............................. |
Расхож ВВ, '*кг/м
на вто
на отбойку |
ричное |
всего |
|
дробление |
|
0,92 |
0,30 |
1,22 |
1,27 |
0,37 |
1,64 |
0,94 |
0,13 |
1,07 |
0,65 |
0,23 |
0,88 |
камеры, |
________ J |
Производительность |
т ]ме.с ___________________ . |
2500
4000 —
5000
4000
5000
Потери, °/0
33-38
16,7
—
16,82
0,48-0,62 0,52-0,42 1,00—1,04 5000
0,82 1,51 2,33 6000-
7000 —
38
Разубоживание, 0 и
7
—
26,75
—
■
2. Применение камерной системы на зарубежных рудниках
Железные рудники района Меномини (США)
В США система разработки открытыми камерами наиболее" широко применяется в районе Меномини (штат Мичиган).
Кроме системы разработки открытыми камерами, в, районе
Меномини в меньшей мере применяются системы с ма.газиниро-
ванием руды, подэтажного, этажного и слоевого обрушения.
; Рудные тела этого района крутопадающие, мощность их колеблется от нескольких сантиметров до сотен метров, длина
достигает 1000 м. Руда гематитовая, средней крепости. Неко
торые рудные тела представлены темнокоричневыми кристал
лическими лимонитами или мягкими гематитами.
Лежачий и висячий бока обычно представлены черными,
графитовыми сланцами, с большим.содержанием серы. Сланцы загораются на воздухе при обнажении их на высоту более 1,8— 2,4 м. Кроме того, они при доступе воздуха отслаиваются. По этому в камерах вдоль контактов месторождения оставляют корку руды толщиной lt5—1,8 м.
В связи с возникновением пожаров и преждевременным об рушением целиков стали производить закладку камер. Закладка уменьшает опасность отслоения сланцев в камере, дает возмож ность полнее извлекать целики и обеспечивает большую безо пасность в пожарном отношении. Закладку камер производят через систему восстающих и скважин диаметром 75 см, пробу ренных станками канатно-ударного бурения (рис. 157). Вначале
заполняются верхние камеры, затем закладка перепускается в нижние. Если камеры не расположены одна под другой, то закладка от одного закладочного восстающего к другому до
ставляется конвейерами. |
После того как закладка пролежит |
в камере несколько лет, |
считается возможным начать извле |
чение целиков. Чтобы закладка из камеры не попала в руду от рабатываемого целика, между ними оставляют слой руды.
На рудниках Меномини при ведении взрывных работ при меняют электродетонаторы короткозамедленного действия и взрывчатые вещества в патронах размером 5X40 см, при ис пользовании которых улучшаются показатели по отбойке руды. Отбойку руды скважинами применяют чаще при выемке цели ков. Диаметр скважин изменяется от 87,5 до 75 мм в зависи мости от крепости руды. На двух рудниках скважины исполь зуют также и для отбойки руды в камерах. На рис. 158 пока зана схема расположения скважин, применявшаяся на одном из этих рудников. Необходимо отметить, что руда на этом руд нике слабее, чем в среднем на рудниках Меномини.
Скважины бурили колонковыми и телескопными перфора торами. Четырнадцатью скважинами было отбито за взрыв
2625 т руды. Выход руды на 1 пог. м скважины составил 24 т, расход ВВ—Г19 г/т. При применении короткозамедленного
239
Рис. 157. Подача закладки в камеры с конвейерной достав кой на вентиляционном горизонте на железных рудниках в районе Меномини (США)
Рис. 158. Расположение скважин при отбойке руды в камерах на железных рудниках в районе Меномини (США)
240
взрывания расход ВВ на этом же руднике уменьшился до 88 г/т.
Конструкция блоков на рудниках Меномини зависит в ос новном от применяемого транспорта и мощности месторожде ния. Для транспортировки крупнокусковатой руды обычно
применяются локомотивы и большегрузные вагонетки (на де сяти рудниках), а мелкокусковатой— конвейеры. Применение конвейеров экономично при мелкокусковатой руде и небольших расстояниях транспортировки. При конвейерном способе до ставки руда из камер через дучки поступает на грохоты, на
Рис. 159. Система разработки открытыми ка мерами, применяемая на железном руднике Бристоль в районе Меномини (США)
которых глыбы разбиваются до размеров менее 35x35x22 см. Затем руда поступает к люкам, расположенным на 6,6—7,5 м
ниже горизонта грохочения, грузится сначала на качающийся конвейер, а потом на ленточный, расположенный на главном
горизонте. Ленточным конвейером руда доставляется к стволу шахты, затем она последовательно поступает в бункер, доза тор, скип и дробилку, расположенную на копре.
При локомотивной доставке руды блок подготавливают с горизонтом скреперования. В зависимости от мощности мес торождения камеры могут располагаться по простиранию ме сторождения (рудник Гайвата) или вкрест простирания (руд
ники Шервуд и Бристоль).
Рудником Бристоль разрабатывается крутопадающее место
рождение мощностью 45—65 м. Руда средней крепости. Добы ча руды ведется системой открытых камер. Подготовительные и очистные работы производятся следующим образом (рис. 159).
241
16 С. Г. Борисенко. Ф. А. Копица
У лежачего бока |
проходят откаточный штрек, |
у висячего — |
|
вентиляционный. |
На |
7—8 м выше откаточного |
горизонта по |
центру камеры |
проходят орт скреперования .* |
Подэтажные |
|
орты проходятся |
из |
полевого восстающего, расположенного |
в лежачем боку. Орты не доходят до контакта руды породами висячего бока, положение последнего определяют бурением
скважин из забоев ортов. Очистные работы ведутся от вися
чего бока к лежачему. У висячего бока, чтобы не обнажать горючие сланцы, оставляют слой руды толщиной до 3 м. От бойку руды ведут из открытых заходок.
На руднике уделяется большое внимание технике безопас ности. Дучки располагают в шахматном порядке на расстоя нии 9 м друг от друга. Имеются устройства для перекрытия потока руды. Скреперист огражден проволочной сеткой, кото
рая предохраняет его в случае обрыва троса. Воронки всегда заполнены рудой. В слабых рудах штреки скреперования це
ликом крепят бетонной крепью толщиной 30 см.
Медный рудник Нейшенэл Таннел (США)
Рудником разрабатывается ряд низкосортных меднорудных залежей, большей частью неправильной формы. Гранитизированные породы, слагающие массив, отличаются хрупкостью и сравнительно малой устойчивостью. Выработки размером более
2,5 X 2,5 м крепят деревянной крепью.
Основное рудное тело имеет длину 240 м, среднюю мощ ность 12 м.
Месторождение вскрыто штольней длиной 7300 м, пройден ной на горизонте 800 м.
Вследствие невысокого содержания меди в руде применение систем с закладкой или с креплением нерентабельно, а склон ность руды к слеживанию исключает возможность использо вания системы с магазинированием. Поэтому на руднике при
меняют различные варианты камерных систем разработки.
У лежачего бока месторождения проводят откаточный штрек, из него ка расстоянии 60 м друг от друга проходят восстающие (рис. 160). Высота этажа 60 м. Выше откаточного штрека про водят штрек скреперования, из которого проходят парные дуч ки на расстоянии 3,6 м друг от друга. Верхние части дучек,
расположенных у висячего бока, расширяют в воронки диамет ром 3,6 м. Дучки у лежачего бока соединяют между собой под
сечным штреком. Подсечку блока на высоту 9 м производят взрывом скважин, пробуренных из подсечного штрека. Большая высота подсечки имеет следующие преимущества: 1) обеспечи вает большой компенсационный объем для массовых взрывов
* Скреперование, руды в блоках на этом руднике применяется с момента появления скреперов как горного оборудования.
242
на подэтажах; 2) руда при падении с большой высоты подвер гается дроблению.
До подсечки блока по середине его по высоте проводят один подэтажный штрек. По середине же блока по простиранию об разуют отрезную щель шириной 2,4 м.
Размеры камеры: длина 54 м, высота 42 м, ширина 24—30 м. Высота днища 9 м, толщина потолочины 9 м, ширина между камерного целика 6 м.
Рис. 160. Система разработки открытыми |
камерами, применяемая |
||
|
на медном руднике Нейшенэл Таннел в США |
||
Для отбойки руды из подэтажного штрека бурят веер сква |
|||
жин, |
направленный вниз. Угол раствора |
веера 100°. Да |
|
лее, |
под углом 45° к оси штрека бурят |
веер |
скважин вверх. |
Угол раствора веера 80°. Нисходящие скважины глубиной бо
лее 9 м бурят станками алмазного бурения, а восходящие сква жины глубиной до 9 м — перфораторами. Величина л. н. с. при штанговом бурении 2,1 м, расстояние между скважинами в ряду 1,2 м. Штанговое бурение применяют также при подсечке
и образовании отрезной камеры.
Норма бурения на одну буровую машину в смену составляет 24 м. Фактическая производительность нередко достигала 36 и даже 42 м]смен.у. Максимальная глубина бурения перфора торами 17 м, наиболее экономичная 9 м.
Ниже приведены технико-экономические показатели по системе:
Выход руды на 1 пог. м скважины, т...................................... |
|
11 |
Удельный расход ВВ, г/т................................................................. |
. . |
56,2 |
Себестоимость отбойки 1 т руды, доллары . |
0,58 |
|
*16 |
|
243 |