Перед горнодобывающей промышленностью СССР стоят задачи интенсификации добычи и переработки минерального

Работа добавлена на сайт samzan.net:

Курс: Подземная разработка ПРМ и связь с другими дисциплинами

Горная промышленность — одна из ведущих отраслей народного хозяйства, поставляющая сырье для энергетики, черной и цветной металлургии, химической промышленности, строительной индустрии, производства минеральных удобрений и ряда других отраслей, на которых основана индустриальная мощь нашей страны. Перед горнодобывающей промышленностью СССР стоят задачи интенсификации добычи и переработки минерального сырья при минимальных затратах для обеспечения все возрастающих потребностей народного хозяйства. В настоящее время основным способом добычи металлургического сырья является открытая разработка рудных месторождений, посредством которой из недр извлекается более 2/3 всех полезных ископаемых. Это относительно дешевый способ разработки, позволяющий применять мощное и высокопроизводительное оборудование. Однако при проведении открытых работ на долгие десятилетия из хозяйственного оборота изымаются огромные площади сельскохозяйственных и лесных угодий. Кроме того, для доступа к месторождению с поверхности приходится вынимать, перемещать и складировать в отвалы пустые породы, объем которых в несколько раз превышает объем добываемого полезного ископаемого. Второй по значению способ разработки месторождений — подземный, на долю которого приходится около 20 % добычи железа, до 45 % добычи меди, 68 % цинка, 70-73 % олова и свинца, 100 % вольфрама. Затраты на добычу руды при подземной разработке месторождений иногда выше в несколько раз, чем при открытой, но она ведется на месторождениях, которые экономически нецелесообразно или даже технически невозможно разрабатывать открытым способом. В связи с постепенным истощением легкодоступных неглубоко залегающих запасов металлических руд увеличивается глубина разработок, что определяет растущее значение подземной добычи. Тенденция увеличения глубины разработок прослеживается во всем мире. Например, в Канаде добычу руд, содержащих золото, медь, никель ведут на глубинах 1800 - 2600 м; в США извлечение меди и золота — на глубинах 1700—3000 м; в Индии золото извлекают с глубины в 3250 м; а в Южно-Африканской Республике действует самый глубокий в мире золотой рудник, работы ведутся на глубине более 3850 м. Кроме того, подземные разработки в ряде случаев позволяют полностью сохранить земную поверхность, что обеспечивает им значительное преимущество перед открытыми горными работами. Из специальных способов разработки месторождений руд черных и цветных металлов наибольшее распространение получила дражная разработка россыпных месторождений - золотоносных или оловоносных песков. Начата эксплуатация морских месторождений железомарганцевых конкреций, расположенных на морском шельфе, которая ведется со специальных судов. На некоторых месторождениях извлечение цветных металлов, золота, урана осуществляют посредством выщелачивания, т. е. в подготовленное рудное тело закачивают через скважины с поверхности химические реагенты, которые растворяют (выщелачивают) содержащиеся в рудах полезные компоненты, выносят на поверхность, где их извлекают из раствора химическими или иными методами. Способ выщелачивания руд на месте их залегания многие специалисты считают весьма перспективным. Однако в ближайшем будущем основными способами разработки руд черных и цветных металлов будут открытый и подземный. Запасы железных руд сосредоточены в Кривбассе, Курской магнитной аномалии (КМА), на Урале, юге Кемеровской области; запасы марганцевых руд — на месторождениях Никополь - Марганецкого и Чиатурского бассейнов. В республиках Закавказья, на Урале, в Красноярском крае, Забайкалье, Восточной Сибири и на Дальнем Востоке, а также в Казахстане и Узбекистане залегают руды цветных металлов. За последние два-три десятилетия в технологии подземной разработки месторождений произошли коренные изменения: резко возросла механизация основных и вспомогательных производственных процессов, энерговооруженность труда, получило широкое распространение использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного пространства, позволяющих повысить извлечение руды из недр и обеспечить безопасность горных работ, особенно на больших глубинах. Вследствие этого уже сейчас на многих передовых подземных рудниках достигнута высокая производительность труда рабочего, занятого непосредственно добычей руды, которая составляет 100-150 т/смену, а в пересчете на всех подземных рабочих она равна 20-25 т/смену и более. Непрерывный рост потребности в минеральном сырье и ограниченность трудовых ресурсов требуют дальнейшего роста производительности труда подземных рабочих. В этой связи основными направлениями совершенствования подземной разработки месторождений являются: комплексная механизация подземных горных работ на базе самоходного оборудования с автономным приводом и техники непрерывного действия (конвейеров, горных комбайнов и т. п.), повышение уровня автоматизации работы горных машин, внедрение дистанционного управления ими, а в перспективе - разработка и внедрение промышленных роботов для выполнения наиболее трудоемких и опасных горных работ. В связи с тем что запасы руд являются невосполнимыми природными ресурсами, последнее время особенно остро стал вопрос о комплексности использования минерального сырья, об укреплении и развитии сырьевой базы горной промышленности, в том числе горнорудной. С учетом этого в 1975 г. Верховный Совет СССР принял "Основы законодательства Союза Советских Социалистических Республик и союзных республик о недрах", которые определяют порядок использования недр. В "Основных направлениях экономического и социального развития СССР на 1986-1990 годы и на период до 2000 года" в качестве одной из первоочередных задач предусмотрено опережающее развитие сырьевой базы черной, цветной металлургии и предприятий по производству минеральных удобрений на Урале, в Сибири, на Дальнем Востоке, в зоне Байкало-Амурской магистрали, в Узбекистане, Казахстане и Армении. Намечено осваивать месторождения полезных ископаемых более комплексно, не допуская их потерь при добыче и переработке. Горная промышленность — одна из ведущих отраслей народного хозяйства, поставляющая сырье для энергетики, черной и цветной металлургии, химической промышленности, строительной индустрии, производства минеральных удобрений и ряда других отраслей, на которых основана индустриальная мощь нашей страны.

Перед горнодобывающей промышленностью СССР стоят задачи интенсификации добычи и переработки минерального сырья при минимальных затратах для обеспечения все возрастающих потребностей народного хозяйства. В настоящее время основным способом добычи металлургического сырья является открытая разработка рудных месторождений, посредством которой из недр извлекается более 2/3 всех полезных ископаемых. Это относительно дешевый способ разработки, позволяющий применять мощное и высокопроизводительное оборудование. Однако при проведении открытых работ на долгие десятилетия из хозяйственного оборота изымаются огромные площади сельскохозяйственных и лесных угодий. Кроме того, для доступа к месторождению с поверхности приходится вынимать, перемещать и складировать в отвалы пустые породы, объем которых в несколько раз превышает объем добываемого полезного ископаемого. Второй по значению способ разработки месторождений — подземный, на долю которого приходится около 20 % добычи железа, до 45 % добычи меди, 68 % цинка, 70-73 % олова и свинца, 100 % вольфрама. Затраты на добычу руды при подземной разработке месторождений иногда выше в несколько раз, чем при открытой, но она ведется на месторождениях, которые экономически нецелесообразно или даже технически невозможно разрабатывать открытым способом. В связи с постепенным истощением легкодоступных неглубоко залегающих запасов металлических руд увеличивается глубина разработок, что определяет растущее значение подземной добычи. Тенденция увеличения глубины разработок прослеживается во всем мире. Например, в Канаде добычу руд, содержащих золото, медь, никель ведут на глубинах 1800 - 2600 м; в США извлечение меди и золота — на глубинах 1700—3000 м; в Индии золото извлекают с глубины в 3250 м; а в Южно-Африканской Республике действует самый глубокий в мире золотой рудник, работы ведутся на глубине более 3850 м. Кроме того, подземные разработки в ряде случаев позволяют полностью сохранить земную поверхность, что обеспечивает им значительное преимущество перед открытыми горными работами. Из специальных способов разработки месторождений руд черных и цветных металлов наибольшее распространение получила дражная разработка россыпных месторождений - золотоносных или оловоносных песков. Начата эксплуатация морских месторождений железомарганцевых конкреций, расположенных на морском шельфе, которая ведется со специальных судов. На некоторых месторождениях извлечение цветных металлов, золота, урана осуществляют посредством выщелачивания, т. е. в подготовленное рудное тело закачивают через скважины с поверхности химические реагенты, которые растворяют (выщелачивают) содержащиеся в рудах полезные компоненты, выносят на поверхность, где их извлекают из раствора химическими или иными методами. Способ выщелачивания руд на месте их залегания многие специалисты считают весьма перспективным. Однако в ближайшем будущем основными способами разработки руд черных и цветных металлов будут открытый и подземный. Запасы железных руд сосредоточены в Кривбассе, Курской магнитной аномалии (КМА), на Урале, юге Кемеровской области; запасы марганцевых руд — на месторождениях Никополь - Марганецкого и Чиатурского бассейнов. В республиках Закавказья, на Урале, в Красноярском крае, Забайкалье, Восточной Сибири и на Дальнем Востоке, а также в Казахстане и Узбекистане залегают руды цветных металлов. За последние два-три десятилетия в технологии подземной разработки месторождений произошли коренные изменения: резко возросла механизация основных и вспомогательных производственных процессов, энерговооруженность труда, получило широкое распространение использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного пространства, позволяющих повысить извлечение руды из недр и обеспечить безопасность горных работ, особенно на больших глубинах. Вследствие этого уже сейчас на многих передовых подземных рудниках достигнута высокая производительность труда рабочего, занятого непосредственно добычей руды, которая составляет 100-150 т/смену, а в пересчете на всех подземных рабочих она равна 20-25 т/смену и более. Непрерывный рост потребности в минеральном сырье и ограниченность трудовых ресурсов требуют дальнейшего роста производительности труда подземных рабочих. В этой связи основными направлениями совершенствования подземной разработки месторождений являются: комплексная механизация подземных горных работ на базе самоходного оборудования с автономным приводом и техники непрерывного действия (конвейеров, горных комбайнов и т. п.), повышение уровня автоматизации работы горных машин, внедрение дистанционного управления ими, а в перспективе - разработка и внедрение промышленных роботов для выполнения наиболее трудоемких и опасных горных работ. В связи с тем что запасы руд являются невосполнимыми природными ресурсами, последнее время особенно остро стал вопрос о комплексности использования минерального сырья, об укреплении и развитии сырьевой базы горной промышленности, в том числе горнорудной. С учетом этого в 1975 г. Верховный Совет СССР принял "Основы законодательства Союза Советских Социалистических Республик и союзных республик о недрах", которые определяют порядок использования недр. В "Основных направлениях экономического и социального развития СССР на 1986-1990 годы и на период до 2000 года" в качестве одной из первоочередных задач предусмотрено опережающее развитие сырьевой базы черной, цветной металлургии и предприятий по производству минеральных удобрений на Урале, в Сибири, на Дальнем Востоке, в зоне Байкало-Амурской магистрали, в Узбекистане, Казахстане и Армении. Намечено осваивать месторождения полезных ископаемых более комплексно, не допуская их потерь при добыче и переработке. 1. Основные термины и понятия В горном деле, как и в других сферах человеческой деятельности, сложился свой профессиональный язык, поэтому овладение специальными знаниями невозможно без его усвоения, этой главе приводятся первоначальные сведения об основные терминах и понятиях, которые необходимы для понимании последующего изложения. Горные породы - естественные минеральные образования более или менее постоянного состава и строения, слагающие земную кору и залегающие в ней в виде самостоятельных тел Руда - горная порода или минеральное образование с содержанием полезных компонентов, обеспечивающим экономическую целесообразность их извлечения при современном уровне развития техники. Порода (пустая порода) - минеральное образование, и являющееся объектом извлечения полезных компонентов при разработке месторождений. Рудник — предприятие по добыче руд. Горная выработка - сооружение (полость) в недрах земли созданная в результате ведения горных работ. Капитальными называют выработки, проведенные на стадии строительства рудника за счет выделенных на это строительство средств и сохраняемые в течение всего срока службы рудника или хотя бы одного его горизонта. Ствол шахтный - вертикальная или наклонная горная выработка, имеющая непосредственный выход на поверхность и предназначенная для обслуживания горных работ. Ствол шахтный слепой - вертикальная или наклонная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и предназначенная для обслуживания подземных работ. Штольня - горизонтальная горная выработка, пройденная месторождению с поверхности и предназначенная для обслуживания подземных горных работ. Горизонт - совокупность выработок, расположенных в с ной горизонтальной плоскости и предназначенных для веден горных работ в этаже. Этаж - часть шахтного поля, ограниченная по падению откаточным и вентиляционным горизонтами, по простиранию границами шахтного поля. Блок - выемочный участок в пределах этажа. Панель — часть шахтного поля, образующаяся в результате его деления (подготовки) главными откаточными и вентиляционными штреками. Квершлаг - горизонтальная подземная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность, проведенная по породам вкрест (перпендикулярно) простиранию месторождения. Штрек - горизонтальная подземная горная выработка, проведенная по простиранию наклонно залегающего месторождения или в любом направлении при горизонтальном его залегании. Орт — горизонтальная подземная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и проведенная вкрест простирания рудного тела по руде. Восстающий — вертикальная или наклонная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и предназначенная для обслуживания подземных горных работ. Рудоспуск - вертикальная или наклонная горная выработка или ограниченная крепью часть выработанного пространства для перепуска рудной массы под действием собственного веса. Выработанным называется пространство, образующееся в недрах после извлечения полезного ископаемого. Уклон - наклонная подземная выработка, не имеющая непосредственного выхода на поверхность и предназначенная для подъема руды или вспомогательных нужд. При разработке месторождений некоторая часть запасов руд остается в недрах не извлеченной или теряется при добыче. Эта часть запасов называется потерями руды (рис. 1.1). Во время добычи происходит смешение руды с породой из-за невозможности отбойки руды от породы точно по контурам или вследствие особенностей технологии очистной выемки. Смесь руды с примешавшейся к ней при добыче пустой породой называется рудной массой. В рудной массе содержание полезного компонента ниже, чем в руде. Снижение содержания полезного компонента в рудной массе по сравнению с содержанием его в массиве называется разубоживанием. Потери и разубоживание ухудшают технико-экономические показатели разработки месторождения. Это ухудшение можно оценить экономическим ущербом от потерь и разубоживания. Так как руда обладает определенной ценностью, то ее потери означают недополученный доход с месторождения. Разубоживание руды связано с дополнительными затратами на транспортирование и переработку руды вместе с примешавшейся к ней породой.

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).

Полезные ископаемые и их месторождения

Поле́зные ископа́емые — минеральные образования земной коры, химический состав и физические свойства которых позволяют эффективно использовать их в сфере материального производства (например, в качестве сырья или топлива). Различают твёрдые, жидкие и газообразные полезные ископаемые.

Полезные ископаемые находятся в земной коре в виде скоплений различного характера (жил, штоков, пластов, гнёзд, россыпей и пр.). Скопления полезных ископаемых образуют месторождения, а при больших площадях распространения — районы, провинции и бассейны.

Область науки и технологии, посвящённая добыче полезных ископаемых, именуется горным делом.

Виды полезных ископаемых

По назначению выделяют следующие виды полезных ископаемых:

Горючие полезные ископаемые (нефть, природный газ, горючие сланцы, торф, уголь)

Нерудные полезные ископаемые — строительные материалы (известняк, песок, глина и др.), строительные камни (гранит) и пр.

Признаки полезных ископаемых

Отдельными примерами поисковых признаков полезных ископаемых, без разделения на прямые и косвенные, являются:

Минералы — спутники рудных месторождений (для алмаза — пироп, для рудного золота — кварц и пирит, для платины нижнетагильского типа — хромистый железняк и пр.)

Их присутствие в перенесенных обломках, валунах и т. п., попадающихся на склонах, в ложбинах, руслах водотоков и пр.

Прямое наличие в горных обнажениях, выработках, керне

Повышенное содержание их элементов-индикаторов в минеральных источниках

Повышенное содержание их элементов-индикаторов в растительности

При разведке найденного месторождения, закладывают шурфы, проходят канавы, разрезы, бурят скважины и др.

Месторождение (полезного ископаемого) — скопление минерального вещества на поверхности или в недрах Земли в результате тех или иных геологических процессов, которое по количеству, качеству и горно-техническим условиям разработки пригодно для промышленного освоения, с положительным экономическим эффектом.

Классификация

Месторождения могут заключать

газовые (горючие газы углеводородного состава и негорючие газы — гелий, неон, аргон, криптон)
жидкие (нефть и подземные воды)
твёрдые (ценные элементы, кристаллы, минералы, горные породы)

полезные ископаемые.

По промышленному использованию месторождения разделяются на

рудные или металлические (месторождения черных, легких, редких, благородных и радиоактивных металлов)
нерудные или неметаллические (месторождения химического, агрономического, металлургического, технического и строительного сырья)
горючие (месторождения нефти, горючих газов, углей, горючих сланцев и торфа)
гидроминеральные (подземные и поверхностные бытовые, технические, бальнеологические и минеральные воды).

Количество минерального сырья, идущего на обработку определяется содержанием в нем ценных и вредных компонентов. Минимальное количество полезного ископаемого и наиболее низкое его качество, при которых, однако, возможна эксплуатация, называется промышленными кондициями. Месторождения подземных вод отличаются от месторождений других полезных ископаемых возобновляемостью запасов.

Группы месторождений (участков) выделяемые по сложности геологического строения

Необходимая и достаточная степень разведанности запасов твердых полезных ископаемых определяется в зависимости от сложности геологического строения месторождений, которые подразделяются по данному признаку на несколько групп.

1 группа. Месторождения (участки) простого геологического строения с крупными и весьма крупными, реже средними по размерам телами полезных ископаемых с ненарушенным или слабонарушенным залеганием, характеризующимися устойчивыми мощностью и внутренним строением, выдержанным качеством полезного ископаемого, равномерным распределением основных ценных компонентов.

Особенности строения месторождений (участков) определяют возможность выявления в процессе разведки запасов категорий A, B, C 1 и C 2.

2 группа. Месторождения (участки) сложного геологического строения с крупными и средними по размерам телами с нарушенным залеганием, характеризующимися неустойчивыми мощностью и внутренним строением либо невыдержанным качеством полезного ископаемого и неравномерным распределением основных ценных компонентов. Ко второй группе относятся также месторождения углей, ископаемых солей и других полезных ископаемых простого геологического строения, но со сложными или очень сложными горно-геологическими условиями разработки.

Особенности строения месторождений (участков) определяют возможность выявления в процессе разведки запасов B, C 1 и C 2.

3 группа. Месторождения (участки) очень сложного геологического строения со средними и мелкими по размерам телами полезных ископаемых с интенсивно нарушенным залеганием, характеризующимися очень изменчивыми мощностью и внутренним строением либо значительно невыдержанным качеством полезного ископаемого и очень неравномерным распределением основных ценных компонентов.

Запасы месторождений этой группы разведываются преимущественно по категориям C 1 и C 2.

4 группа. Месторождения (участки) с мелкими, реже средними по размерам телами с чрезвычайно нарушенным залеганием либо характеризующиеся резкой изменчивостью мощности и внутреннего строения, крайне неравномерным качеством полезного ископаемого и прерывистым гнездовым распределением основных ценных компонентов. Запасы месторождений этой группы разведываются преимущественно по категории C 2.

При отнесении месторождений к той или иной группе могут использоваться количественные показатели оценки изменчивости основных свойств оруденения, характерные для каждого конкретного вида полезного ископаемого.

Происхождение

Месторождения могут выходить на поверхность Земли (открытые месторождения) или быть погребёнными в недрах (закрытые, или «слепые», месторождения). По условиям образования месторождения подразделяются на серии (экзогенные, магматогенные и метаморфогенные месторождения), а серии, в свою очередь, — на группы, классы и подклассы.

Экзогенные месторождения (поверхностные, седиментационные) формировались на поверхности и в приповерхностной зоне Земли вследствие химической, биохимической и механической дифференциации минеральных веществ, обусловленной внешней энергией Земли.

Среди них выделяются 3 группы месторождений:

выветривания
россыпные
осадочные

Магматогенные (глубинные, эндогенные) месторождения формировались в недрах Земли при геохимической дифференциации минеральных веществ, обусловленной возникновением магмы и её воздействием на окружающую среду за счёт внутриземных источников энергии.

Среди них выделяется 5 основных групп:

магматические месторождения
пегматитовые месторождения
карбонатитовые месторождения
скарновые месторождения
гидротермальные месторождения

Метаморфогенные месторождения возникали в процессе регионального и локального метаморфизма горных пород.

В соответствии с принятым подразделением геологической истории различают месторождения архейского, протерозойского, рифейского, палеозойского, мезозойского и кайнозойского возраста. По источникам вещества, слагающего месторождения, среди них выделяются месторождения с веществом подкоровых (мантийных, или базальтовых), коровых (или гранитных) магм, а также осадочной оболочки Земли. По месту формирования месторождения разделяются на геосинклинальные (складчатых областей) и платформенные.

Известны 4 уровня образования месторождений от поверхности Земли

ультраабиссальный — свыше 10-15 км
абиссальный — от 3-5 до 10-15 км
гипабиссальный — от 1-1,5 до 3-5 км
приповерхностный — до глубины 1-1,5 км.
Элементы залегания рудных месторождений

Классифицирование рудных месторождений по форме элементов залегания:

А) пластовые - имеют осадочное происхождение, отличают, значительные S и

небольшой выдержанной мощностью.

Б) пластообразные - менее выдержанная форма при сравнительно плавном

изменении мощности и угла падения

В) линзообразные - в сечении напоминаю линзу

Г) жильные – образуются в результате заполнения трещин минеральным

веществом. Мощность жил от неск. сантим. до 5м.

Д) массивные – рудные тела неправильной формы имеют различные размеры и

резко изменяющиеся элементы залегания.

. штокверки – состоят из пустой сети различно ориентированных прожилок и

линзочек.

.штоки – оруднелые массивы г.п. неправильной формы и очень больших размеров.

Min промышленное содержание – содержание полезных компонентов при котором

разработка месторождения экономически целесообразно. Определяется исходя из

затрат на добычу, обогащение, металлургический передел и транспорт.

Бортовое содержание – наименьшее содержание металла краевых пробок по

которым производят оконтуривание запасов, такое содержание относится к отдельно

взятой пр Форма, элементы залегания рудных тел, их размеры, а также свойства руд и пород решающим образом влияют на выбор технологии добычи. Поэтому, с точки зрения технологии горных работ, принято классифицировать горнотехнические условия разработки по нескольким признакам.

По углу падения различают рудные залежи:

пологие (угол падения от 0 до 18°);

наклонные (19-35°);

крутонаклонные (36-55°);

крутые (более 55°).

По мощности рудные тела подразделяют на:

тонкие (мощность до 0,8 м);

маломощные (0,8-5 м);

средней мощности (5-15 м);

мощные (15-60м);

весьма мощные (более 60 м).

Руды и породы классифицируют по их физико-механическим свойствам.

По устойчивости к обнажениям их делят на:

слабые и неустойчивые, которые не допускают обнажений и требуют при разработке усиленного крепления;

малоустойчивые, допускающие обнажения без крепления шириной до 3 м;

средней устойчивости (допустимая площадь обнажения до 50-100 м2);

устойчивые (допустимая площадь обнажения до 200-500 м2);

весьма устойчивые (допустимая площадь обнажения 800-1000 м2 и более).

Устойчивость руд и пород зависит также и от того, насколько развита в них трещиноватость.

Крепость (прочность на сжатие) руд и пород принято измерять коэффициентом крепости / по шкале проф. М.М. Протодъяконова.

Этот коэффициент получаем посредством деления предела прочности при сжатии в МПа на 10. Руды и породы по крепости делят на:

мягкие (f < 4);

средней крепости (f= 4 8);

крепкие (f = 8 16);

крепчайшие (f> 16).

Особенности разработки рудных месторождений определяются спецификой их горнотехнических условий.

Рудные месторождения характеризуются непостоянством формы и элементов залегания рудных тел, особенно жильных и массивных. Это усложняет и удорожает разведку, вскрытие и подготовку залежей, требует в пределах даже одного участка применения различной технологии и техники разработки.

Большие крепость и абразивность (способность изнашивать горные машины и инструменты) свойственны большинству руд, слагающих месторождения. Вследствие этого необходимо отбивать руду взрывным способом, а узлы и детали горных машин изготавливать из более прочных и поэтому более дорогих материалов.

Многие руды характеризуются резким изменением содержания в них металлов и попутных полезных, а также вредных компонентов. Это усложняет и удорожает технологию переработки руд, требует в некоторых случаях раздельной разработки руд по сортам, а также так называемого усреднения качества, когда приходится в подземных условиях или на поверхности перемешивать в определенных пропорциях руды с различным содержанием металла, чтобы довести его до величины, установленной планом по качеству.

Нарушения элементов залегания рудных тел, типичные для металлических месторождений, часто сопровождаются снижением устойчивости пород (особенно вблизи трещин и разломов в земной коре), повышенными водопритоками или выделением вредных и взрывоопасных газов.

Рост глубины горных работ существенно увеличивает затраты на добычу руды и сопровождается иногда такими опасными для жизни горняков явлениями, как породные взрывы и горные удары, т. е. внезапными и самопроизвольными разрушениями массива под воздействием горного давления. Кроме того, углубление работ сопровождается повышением температуры горных пород, что связано с дополнительными затратами на охлаждение шахтного воздуха.

Обводненность некоторых месторождений может быть весьма значительной, водоприток в подземные выработки может достигать 20 и более тыс. м3 в час (как, например, на рудниках Ачисайского полиметаллического комбината). Для откачки воды или осушения месторождений затрачивают значительные средства. На некоторых месторождениях встречаются запол-енные водой полости, из которых она может внезапно прорываться в находящиеся поблизости подземные выработки и затопить их. Вследствие обводненности ухудшаются условия труда и усложняется добыча руды.

Все эти особенности необходимо учитывать при проектировании, строительстве и эксплуатации рудников, чтобы обеспечить максимальную безопасность и производительность труда.

обе у границ запасов.

Морфологические типы рудных месторождений

Среди бесконечного разнообразия форм рудных тел можно выделить следующие главные типы: пласты, линзы, жилы, трубы столбы, штокверки, штоки, тела неправильной формы, гнезда, (карманы) и комбинированные залежи.

Пластами называют плоские, пластинообразные тела полезных ископаемых, образующихся в водных бассейнах синхронно с вмещающими осадочными породами. Морфологически на них похожи пластообразные метасоматические тела, формировавшиеся по осадочным толщам. Кроме того, выделяют магматогеные пластообразные залежи в стратифицированных ультраосновных и щелочных плутонах.

Основными элементами пластов являются элементы залегания (азимут и угол падения, длины по падению и простиранию и мощность). В зависимости от угла падения выделяют:

– пологие (меньше 450)

– крутые (больше 45O).

Различают несколько экономических категорий мощностей:

– рабочую – минимальную, при которой рентабельно разрабатывать, эксплуатационную – сумму всех прослоев с рудным веществом и без него, входящих в рабочую часть пласта,

– полезную, представляющую собой суммарную мощность пачек полезного ископаемого, извлекаемого при добыче.

Линзы представляют собой плоские тела дискообразной или лентообразной формы Они типичны для вулканогенно-осадочных месторождений в субмаринных условиях, но образуются и метасоматическим и магматическим способом. Как и для пластовых тел, они бывают полого падающие и крутопадающие.

Жилы относятся к эпигенетическим рудным образованиям и в подавляющем большинстве представляют собой трещины в горных породах, выполненные минеральным веществом. Но имеются и метасоматические жилообразные тела. Выделяют следующие элементы жил:

– зальбанды- контакты жилы с вмещающими породами со стороны висячего и лежачего боков;

– апофизы - ответвления; ореолы измененных околожильных пород.

В пределах жил, обособляются участки с повышенными содержаниями полезных компонентов. Их называют рудными столбами. Они бывают морфологическими, обусловленными местными раздувами жилы, и концентрационными, связанными с локальными высокими концкнтрациями ценных компонентов.

Как и в пластовых телах, в жилах измеряют элементы залегания, длины по простиранию и падению, мощность и склонения. В морфологическом отношении различают типы жил: простые, сложные, четковидные, камерные, седловидные, ленточные, оперенные.

Месторождения представлены либо одной крупной жил сложного строения, либо серией более мелких. Выделяют жильные рудные поля, включающие несколько сближенных месторождений.

Трубы, трубки и трубообразные и столбообразные залежи представляют собой удлиненные по одной оси рудные тела. Они часто имеют форму удлиненных, опрокинутых вершиной на глубину конусов. Важными элементами этого типа тел является угол ныряния, который измеряется между осью тела и горизонтальной плоскостью, и диаметр залежи на разных гипсометрических уровнях. Наиболее типичны такие формы для алмазоносных трубок, полиметаллических и золотосеребряных залежей в вулканических аппаратах и рудных столбов в узлах пересечений вертикальных трещин на гидротермальных месторождениях.

Штокверк – не морфологическое понятие. Это некоторый объем горных пород, интенсивно рассеченных разноориентированными системами коротких трещин, по которым развивается рудная минерализация. Часто между трещинами располагается вкрапленное оруденение. Штокверки могут иметь самую разнообразную форму - трубки, изометрические тела, линейные жилообразные системы, пологие линзо- и пластообразные залежи.

Шток – грушевидное крутоориентированное рудное тело с округлым, эллиптическим горизонтальным сечением, быстро выклинивающееся на глубине, коническое и аркообразное в разрезе. Эта форма типична для гидротермально-метасоматических, медно-порфировых, скарновых и грейзеновых месторождений.

Тела неправuльной формы – ящичные, караваеобразные с выступами и пережимами, амебообразные. Могут быть изометричными, уплощенными, дискообразными, удлиненными, призматическими. Характерны для субмаринных колчеданных и железно-марганцевых месторождений, скарновых залежей, разнобразных рудных образований в карстовых структурах.

Гнезда – небольшие изометричные скопления рудного вещества. Для золоторудных, ртутных, хромитовых и редкометальных, и некоторых других типов месторождений в ряде случаев являются ведущим морфологическим типом. Промышленный интерес представляют участки, насыщенные рудными гнездами. В магматических месторождениях они часто имеют форму шлиров, линзочек, шарообразных выделений. К этой же категории относят и рудные карманы -–изометричные накопления рудного материала в зоне выветривания, в карстовых кавернах, в полостях и пустотах вблизи экранизирующих поверхностей на гидротермальных месторождениях.

Комбинированные залежи представляют собой сложные формы рудных тел, состоящие из нескольких простых морфологических элементов. Наиболее распространены грибообразные и медузообразные залежи. Они имеют верхнюю пологую, иногда дискообразную часть, шляпку, одну или серию подводящих жилообразных ножек. Эти залежи характерны для субмаринных вулканических осадочных месторождений и остаточных залежей в коре выветривания. Кроме того, возможны и другие сочетания: пластовых и жильных форм, штоков и жил, трубообразных, линзовидных и жильных элементов и ряд других. По форме рудные тела подразделяют на:

изометричные, имеющие приблизительно равные размеры (длина по падению и простиранию, мощность), - штоки, штокверки и гнездообразные рудные тела;

столбообразные, у которых один размер (длина по падению) значительно больше двух других. - трубы и столбчатые жилы;

плитообразные, у которых два размера значительно больше третьего (мощности), — пласты, пластообразные и линзовидные рудные тела, жилы;

сложные, сочетающие в себе различные признаки рассмотренных выше форм.

Размеры штоков и штокверков составляют сотни метров. Штоки сложены массивными или вкрапленными рудами. Штокверки представляют собой массив горных пород, разбитый интенсивной трещиноватостью, в которой локализованы рудные минералы.

Трубы — прорывы земной коры расплавленной магмой, с которой связана последующая рудная минерализация.

Пласты и пластообразные залежи зачастую бывают осадочного происхождения (экзогенные месторождения).

Жилы имеют мощность от нескольких сантиметров до нескольких метров. Они отличаются сложной формой, непостоянством элементов залегания и содержания полезных компонентов.

Форма, элементы залегания рудных тел, их размеры, а также свойства руд и пород решающим образом влияют на выбор технологии добычи. Поэтому, с точки зрения технологии горных работ, принято классифицировать горнотехнические условия разработки по нескольким признакам.

Группировка рудных тел по углу падения

По углу падения различают рудные залежи:

пологие (угол падения от 0 до 18°);

наклонные (19-35°);

крутонаклонные (36-55°);

крутые (более 55°).

По мощности рудные тела подразделяют на:

тонкие (мощность до 0,8 м);

маломощные (0,8-5 м);

средней мощности (5-15 м);

мощные (15-60м);

весьма мощные (более 60 м).

Физико-механические свойства горных пород

По мощности рудные тела подразделяют на:

тонкие (мощность до 0,8 м);

маломощные (0,8-5 м);

Руды и породы классифицируют по их физико-механическим свойствам.

По устойчивости к обнажениям их делят на:

слабые и неустойчивые, которые не допускают обнажений и требуют при разработке усиленного крепления;

малоустойчивые, допускающие обнажения без крепления шириной до 3 м;

средней устойчивости (допустимая площадь обнажения до 50-100 м2);

устойчивые (допустимая площадь обнажения до 200-500 м2);

весьма устойчивые (допустимая площадь обнажения 800-1000 м2 и более).

Устойчивость руд и пород зависит также и от того, насколько развита в них трещиноватость.

мягкие (f < 4);

средней крепости (f= 4 8);

крепкие (f = 8 16);

крепчайшие (f> 16).

Особенности разработки рудных месторождений определяются спецификой их горнотехнических условий.

Классификация запасов по степени разведанности

Запасы полезных ископаемых

(минеральные ресурсы) — количество минерального сырья и органических полезных ископаемых в недрах Земли, на её поверхности, на дне водоёмов и в объёме поверхностных и подземных вод.

Запасы полезных ископаемых в недрах измеряются в м3 (строительные материалы, горючие газы и др.), в тоннах (нефть, уголь, руды), в килограммах (благородные металлы) или в каратах (алмазы). Величины запасов полезных ископаемых обладают различной достоверностью их подсчёта, зависящей от сложности геологического строения месторождений и детальности их геологической разведки.

Оценка запасов

Количество запасов оценивается по данным геологической разведки применительно к существующим технологиям добычи. Эти данные позволяют вычислить объём тел полезных ископаемых, а при умножении объёма на плотностьпозволяют определить запасы полезных ископаемых в весовом исчислении.

При подсчёте запасов жидких и газообразных полезных ископаемых (нефть, подземные воды, горючий газ), помимо объёмного метода, применяется способ расчёта запасов по притокам в скважинах. Для некоторых месторождений полезных ископаемых, кроме того, подсчитывается количество содержащихся в них запасов ценных компонентов (например, запасы металлов в рудах).

Категории запасов

По степени достоверности определения запасов они разделяются на категории. Действует классификация запасов полезных ископаемых с разделением их на четыре категории: А, В, C1 и C2.

К категории А принадлежат детально разведанные запасы полезных ископаемых с точно определёнными границами тел полезных ископаемых, их формами и строением, обеспечивающими полное выявление природных типов и промышленных сортов минерального сырья в недрах месторождения, а также геологических факторов, определяющих условия их добычи. К категории В относятся предварительно разведанные запасы полезных ископаемых, с примерно определёнными контурами тел полезных ископаемых, без точного отображения пространственного положения природных типов минерального сырья. В категорию C1 включают запасы разведанных месторождений сложного геологического строения, а также слабо разведанные запасы полезных ископаемых на новых площадях или на площадях, непосредственно прилегающих к детально разведанным участкам месторождений; они подсчитываются с учётом экстраполяции геологических данных детально разведанных участков месторождений.

К категории C2 относятся перспективные запасы, выявленные за пределами разведанных частей месторождений на основании толкования их геологического строения, с учётом аналогии сходных и подробно разведанных тел полезных ископаемых. Из зарубежных наиболее распространена американская классификация запасов полезных ископаемых. В ней выделяются три категории запасов: 1) измеренные (measured), определяемые на основании замеров в горных выработках и буровых скважинах, 2) выверенные (indicated), подсчитываемые при распространении данных горных работ и бурения за их пределы, 3) предполагаемые (inferred), оцениваемые по общим геологическим данным. По правилам, существующим месторождения полезных ископаемых могут быть введены в эксплуатацию при условии, если они обладают определённым соотношением запасов полезных ископаемых различных категорий.

[править]Группы месторождений по сложности строения

По степени сложности геологического строения выделяются три группы месторождений с различным соотношением категорий полезных ископаемых.

К 1-й группе относятся месторождения простого геологического строения с равномерным распределением ценных компонентов; для этой группы не менее 30 % запасов должно быть разведано по категории А и В, в том числе не менее 10 % по категории А.

Ко 2-й группе принадлежат месторождения сложного геологического строения (не менее 20 % запасов должно быть разведано по категории В).

К 3-й группе относятся месторождения очень сложного геологического строения и исключительно невыдержанного содержания ценных компонентов; проектирование горнодобывающих предприятий и выделение капитальных вложений на их строительство или реконструкцию допускается при наличии запасов категории C1.

[править]Балансовые и забалансовые запасы

Запасы полезных ископаемых, по их пригодности для использования в народном хозяйстве разделяются на балансовые и забалансовые.

К балансовым принадлежат такие запасы полезных ископаемых, которые целесообразно разрабатывать при современном уровне техники и экономики; к забалансовым относятся запасы полезных ископаемых, которые из-за их малого количества, низкого качества, сложных условий эксплуатации или переработки ныне не используются, но в дальнейшем могут явиться объектом промышленного освоения. Для определения показателей балансовых запасов полезных ископаемых производят специальные расчёты, характеризующие промышленные кондиции минерального сырья (минимальную мощность тел полезных ископаемых, минимальное промышленное содержание ценных компонентов в полезных ископаемых и максимально допустимые включения горных пород); когда залежь полезного ископаемого постепенно сливается с окружающими её горными породами, рассчитывают т. н. бортовое содержание, то есть содержание ценного компонента, по которому проводится граница между телом полезного ископаемого и вмещающими его горными породами. В СССР утверждение кондиций для подсчёта запасов, проверка правильности подсчёта запасов, распределения их по балансовой и забалансовой группам, а также утверждение запасов и определение подготовленности месторождения для промышленного освоения по категориям возложено на Государственную комиссию по запасам полезных ископаемых СССР.

Геолого-маркшейдерская служба на рудниках

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.

Разведка месторождений полезных ископаемых включает в себя геологические, химико-технологические, физико-технические и геодезические исследования, горные и буровые работы, необходимые для обнаружения и изучения (оценки) месторождения полезных ископаемых.

Разведка — сложный, трудоемкий и длительный процесс, состоящий из нескольких стадий (рис. 2.3.).

Рис. 2.3. Схема организации геологоразведочных рабо

Геологическая съемка

поверхности

Поисковая разведка

(открытие) месторождений

Предварительная разведка

Геолого – промышленная Непромышленное содержание

оценка месторождений полезных компонентов

Промышленное содержание

полезных компонентов

Детальная разведка Государственный учет

запасов

Подсчет и утверждение

запасов

Проектирование рудника

Строительство рудника

Эксплуатация рудника Эксплуатационная Доразведка

Разведка месторождения

Поиски месторождений ведут на основе материалов геологических съемок. Геологические съемки осуществляют для изучения строения и развития земной коры, закономерностей распределения полезных ископаемых. Они заключаются в изучении естественных и искусственных обнажений (выходов на поверхность) горных пород, границ их распространения, состава. Геологические съемки, в том числе и со спутников,. Результаты геологических съемок отражаются на прогнозных картах распределения полезных ископаемых.

Прогнозные карты служат основой для планирования поисковых работ по открытию месторождений полезных ископаемых.

Поисковые работы состоят из наземных геолого-минералогических, геохимических и географических исследований.

На всех обнаруженных месторождениях, прежде чем начать их детальную разведку, проводят сначала предварительную разведку.

По результатам предварительной разведки составляют технико-экономический доклад, в котором подсчитывают запасы полезных ископаемых и определяют целесообразность их разработки. Эта стадия называется геолого-промышленной оценкой месторождения.

Если результаты геолого-промышленной оценки месторождения положительны (т. е. доказывают целесообразность его разработки) и если государственными плановыми органами намечено промышленное освоение месторождения в ближайшие годы, то осуществляют детальную разведку.

Однако если геолого-промышленная оценка месторождения показала нецелесообразность его освоения в ближайшие годы, то запасы месторождения подлежат государственному учету, а проведение детальной разведки на нем не планируется.

При детальной разведке тщательно изучают химический и минеральный составы руд для получения наиболее точного представления о запасах и распределении по месторождению не только основных, но и попутных полезных компонентов и вредных примесей. Одновременно устанавливают все природные типы руд.

Детальная разведка охватывает широкий круг вопросов и требует, как правило, значительных затрат.

По материалам детальной разведки производят оконтуривание (определение границ) рудных тел, а затем подсчет запасов руды, содержащихся в них. Эксплуатационная разведка с применением подземных выработок и скважин позволяет уточнять горнотехнические условия участков месторождения в процессе их разработки, а также запасы, содержание и распределение полезных компонентов. Доразведка проводится для детализации геологического строения месторождения на глубине и выявления новых рудных тел

Потери и разубоживание полезного ископаемого

-Общсрудничные иотери руды: оставленис руды в неизвлекаемых охранных целиках около капитальных горных выработок и скважин, под здаииями и сооружениями, под водоемами, водоносными горизонтами, заповедными зонами и т.п.

-Эксплуатациоііные потери руды в массиве: в цсликах у штреков и восстающих, в целиках внутри блока, около мест завалов, затоплепий, пожаров, в местах выклинивания залежи, в результате неполной отбойки у контакта залсжи и т.п.

-Эксплуатационныс потери отбитой руды: оставление в йыработанном пространстве руды слишком сильно разубоженной или застрявшей в неровностях, просыгание рудной мелочи в закладку и при транспортировании.

Наряду с потерями, которые характеризуют извлечение полезного ископаемого из недр с количсственной стороны, существует и качсственная характеристика извлечения руды - рязубоживание , которое бьюает только эксплуатационным и имеет следующие виды.

Разубоживание от засорения руды вмеіцающей иороды; в связи с неточной отбойкой по контакгам залежи; при отслаивании пород с кровли и боков; при выпускс руды под напегающими обрушенными породами; при высмке тонких жил, когда подрабатывают боковые породы, отбивая их вместе с рудой.
Разубоживание от потерь руды с повыпіснным содержанием металла по сравнению со срсдним по очистному блоку; из-за потерь при доставке, транспортировании и в закладке ; при осгавлении целиков из бедных руд.
Разубоживание от выщелачивания шахтной водой метапла, содержащихся в руде в форме растворимых соединсний.

На рудниках, отрабатывающих запежи, имеющие включения пустых пород или забалапсовых руд, которые вьшимаюгся совместно с рудой, называстся конструктивным разубоживанием. Поэтому разубоживанис в каком-то объеме экономически оправдано и липп. за пределами этого объсма является результатом неправильного ведения работ.

Есть полезные нскопасмые - мрамор, гипс, туф, которыс целнком состоят из минерального всщества, используемого в народном хозяйствс. Но большинство ископаемых содержат полезные компоненты в небольшом количестве. Потери (бтносительные и абсолютные) нолсзных компонептов, например, металла в оставленной в недрах руде моіуг существенно отличатся от потерь самой руды. Потери метапла могут оказаггься и вьппе потерь руды, если в педрах осталась богатая рудная мелочь или часть рудноге тела с повышенным содержаиием металла. Разубоживание в результате засорения может быть намного мсньшс относителыюго количества засоривших пород, если эти породы меіаллоносны.

В общем случас основной результат хозяйственной деятельности предприятия -прибыль- определяется, во-первых, колнчеством полученного полезного продукта (концентрата или мсталла); во-вторых, важны затраты на добычу и псрсработку рудной массы. Показатели потерь самой руды и засорения ее вмеіцаюіцими породами нс имскгг самостоягелыюго значения для экономики. При добыче полезных ископаемых возникают потери и разубоживание.

Общие потери - сумма потерь по всем причинам их возникновения.

Проектные потери - потери, предусмотренные проектом разработки месторождения или его части. Разделяются на нормативные - рассчитанные и утвержденные в установленном порядке, и на плановые - предусмотренные календарным (годовым, квартальным) планом развития горных работ.

Фактические- потери, образованные в процессе разработки месторождения.

Потери и разубоживание полезных ископаемых при добыче подразделяют на два класса.

I Общерудничные (общешахтные) - потери в охранных (предохранительных) целиках, в барьерных целиках между шахтными полями, у границ безопасного ведения горных работ.

2. Эксплуатационные потери и разубоживание. По физическому состоянию их разделяют на две группы: потери полезного ископаемого в массиве и потери отбитого полезного ископаемого. Разубоживание разделяется также на две группы - первичное, которое происходит в процессе отделения (отбойки) полезного ископаемого от массива, и вторичное,образуемое при выпуске и доставке полезного ископаемого из блока, при экскавации, погрузке и складировании.

Определение потерь разубоживания производят на основе графоаналитического анализа размещения полезных ископаемых в недрах, по данным эксплуатационной разведки или по данным опробования буровзрывных скважин. Подсчеты потерь и разубоживания производят в блоковых картах или в книгах оперативного учета, по которой два раза в год составляется отчетность.

Учет потерь и разубоживания производят ежемесячно по каждой учетной единице, используя формулы прямого косвенного учета

Сущность прямого метода заключается в определении потерь и разубоживания на основе систематически производимых съемок и замеров объемов потерь полезного ископаемого и отображаемых на геолого-маркшейдерских планах и разрезах, с контурами фактической отработки

Потери и разубоживание по контуру рудного тела (пласта) определяют путем замеров площадей обнажения ПИ.

Косвенные методы определения потерь применяют только тогда, когда невозможно определение потерь и разубоживания руды непосредственными прямыми замерами. К косвенным относятся сл. методы: по разности между количеством погашенных балансовых запасов и добытой руды и содержанием в них полезных компонентов, а также петрографический, весовой, графоаналитический и др.

Петрографический метод определения разубоживания руды применяют при условии визуального различия между рудой и породой, содержащимися в исследуемой рудной массе. Из добытой массы отбирают пробу и выделяют крупную фракцию (более 5-7мм). Последнюю сортируют на руду и разубоживающие породы.

Весовой метод определения разубоживания руды применяют в основном для оперативного контроля. Основан на различии в массе вагонеток с чистой и с разубоженной рудой.

Прямой метод учета потерь и разубоживания предпочтительнее косвенного. Для этого требуется дальнейшее повышение качества геолого-маркшейдерских работ, оснащение этой службы современной техникой. Таким путем можно добиться эффективности мер по недопущению сверхнормативных потерь и разубоживания, связанных с выбором оптимальных соотношений между ними, соблюдением очередности извлечения запасов из недр, качественным выполнением работ по закладке, обосновать систему разработки. Рис. 1.1. Схема к определению терминов

потери", "разубоживание" и "рудная масса":

ABCD - запасы месторождения; AFEGCD-потери руды в недрах; FBGF - извлекаемая часть запасов руды; HKLGBF - пустая порода, примешавшаяся к руде при добыче (разубоживание); HKLE - рудная масса

А	f в
\

\		G
	L

Методы определения потерь и разубоживания руды

При добыче полезных ископаемых возникают потери и разубоживание.

Общие потери - сумма потерь по всем причинам их возникновения.

Фактические- потери, образованные в процессе разработки месторождения.

Потери и разубоживание полезных ископаемых при добыче подразделяют на два класса.

Потери и разубоживание по контуру рудного тела (пласта) определяют путем замеров площадей обнажения ПИ.

потери", "разубоживание" и "рудная масса":

А	f в
\

\		G
	L

Экономические последствия потерь полезного ископаемого при добыче

Потери и разубоживание ухудшают технико-экономические показатели разработки месторождения. Это ухудшение можно оценить экономическим ущербом от потерь и разубоживания. Так как руда обладает определенной ценностью, то ее потери означают недополученный доход с месторождения. Разубоживание руды связано с дополнительными затратами на транспортирование и переработку руды вместе с примешавшейся к ней породой.

Способы разработки месторождений

В настоящее время выделяют четыре основных способа разработки рудных месторождений:
• открытый;
• подземный;
• комбинированный;
• специальные способы.

Наиболее распространенным способом добычи металлургического сырья является открытая разработка рудных месторождений, посредством которой из недр извлекается более 2/3 всех полезных ископаемых. Это относительно дешевый способ разработки, позволяющий применять мощное и высокопроизводительное оборудование. Однако при проведении открытых работ на многие десятилетия из хозяйственного оборота изымаются огромные площади сельскохозяйственных и лесных угодий. Для доступа к месторождению с поверхности приходится вынимать, перемещать и складировать в отвалы пустые породы, объем которых в несколько раз превышает объем добываемого полезного ископаемого.

Второй по значению способ разработки месторождений – подземный, на долю которого приходится около 20% добычи железа, до 45 % добычи меди, до 70% цинка, до 75 % олова и свинца, 100 % вольфрама. Затраты на добычу руды при подземной разработке месторождений выше, чем при открытой, но она ведется на месторождениях, которые экономически нецелесообразно или технически невозможно разрабатывать открытым способом. В связи с постепенным истощением легкодоступных неглубоко залегающих запасов металлических руд увеличивается глубина разработок, что определяет растущее значение подземной добычи. Тенденция увеличения глубины разработок прослеживается во всем мире. В Канаде добычу руд, содержащих золото, медь, никель ведут на глубинах 1800 – 2600 м; в США извлечение меди и золота – на глубинах 1700 – 3000 м; в Индии золото извлекают с глубины в 3500 м; в Южно-Африканской Республике действует самый глубокий в мире рудник, работы ведутся на глубине более 4000м. Подземная разработка в ряде случаев позволяет полностью сохранить земную поверхность, что обеспечивает значительное преимущество перед открытыми горными работами.

Из специальных способов разработки месторождений руд черных и цветных металлов наибольшее распространение получила дражная разработка россыпных месторождений – золотоносных или оловоносных песков. Ведется эксплуатация морских месторождений железомарганцевых конкреций и кимберлитовых месторождений, расположенных на морских шельфах, со специальных судов. На ряде месторождений

извлечение цветных металлов, золота, урана осуществляют посредством выщелачивания. Способ выщелачивания руд на месте их залегания многие специалисты считают весьма перспективным.
Однако в ближайшем будущем основными способами разработки руд черных и цветных металлов будут открытый и подземный. Запасы железных руд сосредоточены в Кривбассе, Курской магнитной аномалии (КМА), на Урале, юге Кемеровской области; запасы марганцевых руд – на месторождениях Никополь-Марганецкого и Чиатурского бассейнов. На Урале, в Красноярском крае, Забайкалье, Восточной Сибири и на Дальнем Востоке залегают руды цветных металлов.

За последние десятилетия в технологии подземной разработки рудных месторождений произошли коренные изменения: резко возросла степень механизация основных и вспомогательных производственных процессов, получило широкое распространение использование искусственных твердеющих смесей для заполнения выработанного пространства, разработаны новые технологии и материалы поддержания горных выработок. Всё это в совокупности с применением низкозатратных высокопроизводительных систем разработки, таких как системы с самообрушением, позволяет повысить извлечение руды из недр и обеспе¬чить безопасность горных работ, особенно на больших глубинах. Вследствие этого уже сейчас на многих подземных рудниках достигнута много миллионная годовая производительность при высоких показателях извлечения. Методы разработки подземным способом
Выбор метода проведения разработки зависит от формы и размеров месторождения, ценности полезных ископаемых, структуры, стабильности и прочности породного массива и спроса на добываемую продукцию и возможности соблюдения правил техники безопасности (иногда эти факторы противоречат друг другу). Хотя методы разработки развивались с глубокой древности, в этой статье рассматриваются те методы, которые применялись на полумеханизированных или полностью механизированных шахтах в конце двадцатого столетия. Каждая шахта уникальна, однако, везде существуют проблемы сочетания безопасной работы и рентабельности предприятия.

Плоская камерно-столбовая разработка
Камерно-столбовой способ применяется при плоском оруднении, когда пласт горизонтален или слегка наклонен (угол падения пласта не превышает (см. рис. 74.13). Часто месторождения имеют осадочное происхождение, поэтому порода как в висячем боку, так и в оруднении ненадежна (это, впрочем, может и не иметь большого значения, поскольку всегда есть возможность установить анкерную крепь, если есть сомнения в прочности потолка). Камерно-столбовой метод является одним из основных методов добычи каменного угля.

При камерно-столбовой разработке рудное тело разрабатывается при помощи горизонтального бурения одновременно нескольких забоев. При этом позади фронта разработки остаются пустые камеры. Для того чтобы предохранить потолок от обрушения между камерами оставляют столбы (секции породы в виде колонн). Обычно выработка представляет собой правильное чередование камер и столбов. Соотношение их размеров определяется с учетом необходимости не нарушить стабильность породного массива и при этом извлечь как можно больше руды. Для проведения таких расчетов необходимо тщательно проанализировать прочность колонн, несущую способность пород потолка и другие факторы. Для увеличения прочности породы в колоннах применяется анкерная крепь. Выработанные очистные забои служат в качестве дороги для вагонеток, перевозящих руду к накопительному бункеру.

Камерно-столбовой очистной забой формируется методом бурения и взрывания как при проходке квершлага. Ширина и высота очистного забоя соответствует размеру квершлага, который может быть довольно большим. Большие высокопроизводительные буровые каретки используются в шахтах нормальной высоты, а компактные буровые станки - там, где толщина залежи менее трех метров. Рудное тело, толщина которого значительна, проходится по частям, начиная сверху, чтобы потолок можно было укреплять на удобной для шахтеров высоте. Нижние отсеки открывают горизонтальными срезами: бурят шпуры по поверхности почвы выработки и взрывают, равномерно углубляя выработку. Руду нагружают в вагонетки в забое. Для шахт с малой мощностью разработаны специальные вагонетки и погрузочно-транспортные машины.

Камерно-столбовой метод является эффективным методом горных разработок. Безопасность зависит от высоты выработки и стандартов наземного контроля. Основные опасности связаны с несчастными случаями, вызванными обвалами и передвижением оборудования.

Наклонная камерно-столбовая разработка
Наклонный камерно-столбовой способ применяется при плоском оруднении, когда угол падения пласта от  до . Это слишком крутой подъем для движения транспортных средств на резиновом ходу, и слишком плоский - для продвижения горных пород под действием гравитации.

Традиционно наклонное рудное тело разрабатывается вручную. Шахтеры бурят шпуры для закладывания взрывчатки в забое с помощью ручных перфораторов. Забой очищается с помощью скреперов.

Работать в наклонном очистном забое трудно. Шахтерам приходится взбираться на большие кучи взорванной породы и при этом нести перфораторы, шкив скрепера (волокуши) и стальные канаты. Кроме обвалов и аварий существуют вредности, такие как шум, пыль, плохая вентиляция и жара, которые отрицательно влияют на здоровье шахтеров.

Там, где наклонные месторождения пригодны для механизированной разработки, применяется "ступенчато-камерный" способ. Этот метод основан на преобразовании "трудного наклона" лежачего бока в "лестницу" со ступенями под углом, удобным для применения безрельсовой техники. Для этого очистные забои и откаточные выработки проходятся через рудное тело по так называемой ромбовидной схеме под выбранным углом.

Добычу начинают с проходки горизонтального очистного забоя, ответвляющегося от комбинированной (одновременно входной и откаточной) выработки. Первый очистной забой горизонтален и следует направлению висячего бока. Следующий за ним очистной забой идет в том же направлении, но ниже. Эту процедура повторяется много раз, и по мере разработки рудного тела образуется как бы ряд ступеней.

Для поддержки висячего бока оставляют секции рудной породы. Два или три параллельных горизонтальных очистных забоя проходят на полную длину, а затем начинают следующий забой на ступень ниже, оставляя между ними удлиненную колонну. Секции этой колонны можно добыть позже, пробуривая и взрывая их из нижележащего забоя.

Современное безрельсовое оборудование хорошо приспособлено для ступенчато-камерной разработки. При помощи стандартного передвижного оборудования выемка может быть полностью механизирована. Взорванная руда собирается в очистных забоях погрузочно-транспортными машинами и перегружается на вагонетку для отправки в шахтный ствол или рудоспуск. Если очистной забой недостаточно высок для загрузки вагонеток, их можно нагружать на специальных погрузочных площадках, подготовленных в откаточных горизонтальных горных выработках.

Выемка с магазинированием
Выемку с магазинированием можно назвать "классическим" методом проведения горных разработок. На протяжении большей части прошлого столетия он был наиболее распространенным способом добычи. Сейчас его в значительной степени заменили механизированные методы, однако этот метод все еще часто применяется во всем мире на малых шахтах. Выемку с магазинированием можно применять на месторождениях с правильными границами и крутым уклоном в твердом породном массиве. Кроме того, взорванная руда не должна оставаться в наклонных выработках (например, сульфидные руды имеют тенденцию окисляться и разлагаться на воздухе).

Наиболее характерной чертой этого метода является перемещение руды под действием силы тяжести: руда из очистных забоев скатывается по желобу прямо в вагонетку, что позволяет обойтись без ручной погрузки - традиционно самой обычной и самой неприятной работой на шахте. До появления пневматического балансировочного скребкового разгрузчика в 1950-х г., не было машин, пригодных для погрузки горных пород в подземных шахтах.

При выемке с магазинированием добыча руды производится горизонтальными срезами, начиная со дна очистного забоя и постепенно продвигаясь вверх. Основная часть горных пород остается в очистном забое и образует рабочую платформу для шахтера, который пробивает шпуры в крыше, и для укрепления стенок очистного забоя. Поскольку взрыв увеличивает объем породы примерно на 60%, примерно 40% руды при выемке удаляется на дно забоя, чтобы очистить место для работы между отвалом и крышей. Оставшуюся руду удаляют, когда дойдут до намеченной верхней границы забоя.

Необходимость работать на верху отвала и пользоваться лестничным отделением для прохода в восстающую выработку не позволяет использовать в забое механизированное оборудование. Здесь применяется только оборудование, достаточно легкое, чтобы шахтер мог справиться с ним в одиночку. Обычное оборудование при бурении очистного забоя с магазинированием - это пневмоподдержка и перфоратор, общим весом 45 кг. Шахтер, стоя на верху отвала, поднимает туда перфоратор с подводом, анкерует поддержку, упирает рабочую часть перфоратора в потолок и начинает бурить шурпы. Это нелегкая работа.

Разработки с закладкой
Разработка с закладкой удобна при разработке залежей с крутым падением в горной породе хорошей или умеренной стабильности. Руда удаляется горизонтальными слоями, начиная со дна и продвигаясь вверх. Границы забоя в каждом слое можно сдвигать, следуя неправильной форме залежи. Это позволяет избирательно вынимать богатую руду, оставляя бедную руду на месте.

Когда забой полностью очищен, выемка заполняется породой, чтобы образовать рабочую платформу для разработки следующего пласта и дополнительно укрепить стенки забоя.

Подготовительная работа для разработки с закладкой включает в себя прокладку откаточной выработки на основном уровне вдоль рудного тела, подрубку забоя с дренажами для гидравлического заполнения породой выработки, спиральный подъездной путь, проделанный в лежачем боку с выходами к забоям, а также подъем от забоя на вышележащий уровень для вентиляции и транспортировки закладочного материала.

При разработке с закладкой применяется способ выработки со свесом. При этом в качестве закладочного материала используются и сухая порода, и песок, подаваемый гидравлическим способом. Свес означает, что руда вырубается снизу путем взрывания трех-четырехметрового слоя. Это позволяет пробурить шпуры во всей поверхности очистного забоя и взорвать весь его объем за один заход. Отверстия для восстающих шпуров бурятся простыми буровыми каретками.

После восходящего бурения и взрывания потолок забоя получается неровным. Его высота после очистки составляет около 7,0 м. Перед тем, как шахтерам можно будет работать в забое, кровлю необходимо укрепить, для этого выступающие части породы удаляют маломощными взрывами с последующей оборкой. Это делается вручную шахтерами, работающими на верху отвала, с помощью ручных перфораторов.

При фронтальной очистной выемке руда добывается с помощью безрельсового оборудования. Отходы песка используются для закладки и распределяются по забоям с помощью пластиковых труб. Забои закладываются почти полностью, и образовавшаяся поверхность достаточно тверда, чтобы перемещать по ней оборудование на резиновом ходу. Выработка забоя полностью механизирована; используются проходочные буровые каретки и погрузочно-транспортные машины. Лава представляет собой вертикальную стену пятиметровой высоты с полуметровой открытой вырубкой под ней. В лаве сверлят горизонтальные шурпы, и руда вырубается в открытый вруб с помощью взрыва.

Тоннаж вырубки от одного взрыва зависит от площади лавы и несравним с выходом при выемке со свесом. Однако производительность безрельсового оборудования намного превосходит производительность ручного метода, а оборку кровли можно производить с помощью буровой каретки, которая бурит шпуры и для вырубки руды, и для маломощных взрывов, служащих для выравнивания поверхности. Погрузочно-транспортная машина, снабженная увеличенной бадьей для руды и большими шинами, служит универсальным средством очистки и транспортировки, легко перемещаясь по поверхности закладки. В двойных забоях буровая каретка работает с одной стороны, а погрузочно-транспортная машина - с другой, что повышает эффективность использования оборудования и производительность.

Подэтажная выемка служит для удаления руды из открытых врубов. Закладка забоев твердым закладочным материалом после выработки позволяет позднее вернуться и удалить столбы между забоями, что повышает эффективность извлечения месторождения.

Предварительная работа для подэтажной выемки обширна и сложна. Рудное тело разделяется на секции высотой около 100 м, в которых подготавливаются подэтажи, соединенные наклонным транспортным ходом. Затем секции рудного тела делятся продольно на чередующиеся забои и столбы, а в самом низу в лежачем боку прорубается откаточная выработка с отводами для загрузки в пунктах выпуска руды.

После выемки подэтажный забой представляет собой прямоугольный проход сквозь рудное тело. Дно забоя делается V-образным, чтобы собирать взорванный материал к пунктам выпуска. На верхних подэтажах готовятся квершлаги для бурения глубоких скважин буровыми станками (см. рис. 74.14).

Основные показатели эффективности разработки

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.

Основные параметры рудника

ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ РУДНИКА

К основным параметрам рудника относятся:

– промышленные запасы месторождения; Промышленные запасы месторождения – это часть балансовых запасов, которая предусмотрена к отработке планами горных работ.

– производственная мощность рудника; Производственная мощность рудника определяется количеством руды (в тоннах), добываемой за определенный период его работы (за смену,

сутки, месяц, год). На рудниках за период работы принимается год, поэто-

му производственную мощность называют годовой производительностью

рудника.

– срок существования рудника. Расчетный срок существования рудника должен быть больше мини-

мально допустимого для обеспечения наиболее благоприятного соотноше-

ния между капитальными затратами и эксплуатационными расходами. Ре-

комендуются следующие значения производительности рудника в зависи-

мости от срока его существования

Определение длины шахтного поля

В зависимости от размеров месторождения для его разработки может быть заложена одна или несколько шахт. В последнем случае месторождение делят на части. Часть месторождения, отведенная для разработки одной шахте, называется шахтным полем. Границами шахтного поля являются условные поверхности, ограничивающие его по простиранию и падению. В случае негоризонтального залегания месторождения обычно различают границы по восстанию (верхняя граница), падению (нижняя граница) и простиранию (боковые границы). Если месторождение разрабатывают только одной шахтой, то его форма предопределяет конфигурацию шахтного поля, а границы месторождения и шахтного поля примерно совпадают. В случае деления месторождения на шахтные поля, при выдержанных элементах залегания пластов шахтному полю по возможности придают форму прямоугольника, вытянутого по простиранию. В этом случае границы шахтного поля, а следовательно, и его размеры устанавливаются проектировщиками на основании технико-экономических расчетов.

Определение длины шахтного поля

Высота этажа

Важным параметром вскрытия крутопадающего месторождения явля-

ется высота этажа.

Этаж – это часть месторождения, ограниченная по падению откаточ-

ными и вентиляционными штреками, по простиранию – границами шахт-

ного поля.

Высота этажа – это расстояние по вертикали между откаточными

горизонтами. Это постоянная величина, не зависящая от гипсометрии руд-17

ной залежи. Наклонная высота этажа – это расстояние между откаточ-

ными горизонтами по падению месторождения. Этот параметр использует-

ся при разработке наклонных залежей.

На высоту этажа влияют следующие факторы:

– горно-геологические – размеры (мощность, длина по простиранию

и глубина по падению), форма и углы падения рудных тел;

– горнотехнические – системы разработки и порядок отработки ме-

сторождения, условия поддержания горных выработок, условия и безопас-

ность ведения горных работ, время, необходимое для подготовки и отра-

ботки этажа (горизонта);

– технико-экономические – запасы руды в этаже, ценность и содержа-

ние металла в руде; объемы и сроки проведения горно-капитальных и гор-

но-подготовительных выработок; стоимость подъема руды и породы, во-

доотлива, доставки людей и материалов.

На практике высота этажа варьируется в широком диапазоне: от 20 до

100 м и более. Этот параметр существенно зависит от угла падения рудной

залежи и ее мощности: чем меньше значения этих показателей, тем меньше

высота этажа. При наклонном залегании рудной залежи высота этажа мо-

жет составлять около 20 м, а при разработке мощных крутопадающих ме-

сторождений достигает 60–100 м. Однако при разработке крутопадающих

жил она составляет всего 40 м. Применение лифтов для подъема людей,

материалов и оборудования позволяет увеличить высоту этажа.

Классификация способов вскрытия

Общепринято классифицировать способы вскрытия рудных месторо-

ждений при их подземной разработке по типу главной вскрывающей выра-

ботки (по которой производится выдача руды на поверхность). Если

вскрытие осуществляется выработками одного типа, то оно относится

к группе простых способов, а если для подъема руды с нижних горизонтов

используются слепые стволы – то к группе комбинированных.

Подъем руды по стволам и ее транспорт по штольням могут осущест-

вляться различными способами. Классификация способов вскрытия имеет

следующий вид.

I. Простые способы вскрытия:

1) вертикальными стволами: 30

– с клетьевым подъемом руды;

– со скиповым подъемом руды;

– с конвейерным подъемом руды;

2) наклонными стволами:

– с подъемом руды в вагонетках;

– со скиповым подъемом руды;

– с конвейерным подъемом руды;

– с подъемом руды автосамосвалами (или троллейвозами);

3) штольнями:

– с электровозным транспортом руды;

– с конвейерным транспортом руды;

– с транспортом руды автосамосвалами.

II. Комбинированные способы вскрытия:

1) вертикальными и слепыми вертикальными стволами;

2) вертикальными и слепыми наклонными стволами;

3) штольнями и слепыми вертикальными стволами;

4) штольнями и слепыми наклонными стволами;

5) наклонными и слепыми вертикальными стволами.

Простые способы вскрытия

I. Простые способы вскрытия:

1) вертикальными стволами: 30

– с клетьевым подъемом руды;

– со скиповым подъемом руды;

– с конвейерным подъемом руды;

2) наклонными стволами:

– с подъемом руды в вагонетках;

– со скиповым подъемом руды;

– с конвейерным подъемом руды;

– с подъемом руды автосамосвалами (или троллейвозами);

3) штольнями:

– с электровозным транспортом руды;

– с конвейерным транспортом руды;

– с транспортом руды автосамосвалами.

Комбинированные способы вскрытия

II. Комбинированные способы вскрытия:

1) вертикальными и слепыми вертикальными стволами;

2) вертикальными и слепыми наклонными стволами;

3) штольнями и слепыми вертикальными стволами;

4) штольнями и слепыми наклонными стволами;

5) наклонными и слепыми вертикальными стволами.

Выбор способа вскрытия

Выбор способа вскрытия осуществляется методом вариантов, суть ко-

торого заключается в следующем. Намечаются все возможные схемы

и варианты вскрытия конкретного месторождения и из них отбираются два

или три максимально удовлетворяющих техническим и экономическим

показателям. Из отобранных вариантов на основании сравнения технико-

экономических показателей выбирают наиболее целесообразный.

Разные варианты вскрытия отличаются объемами строительных ра-

бот, величиной капитальных вложений на протяжении времени строитель-

ства рудника, временем строительства рудника, годовыми эксплуатацион-

ными расходами. На стадии технико-экономической оценки способа и

схемы вскрытия месторождения эффективный вариант следует устанавли-

вать расчетами по приведенным затратам cпр.

Так как способ вскрытия в значительной мере зависит от производст-

венной мощности рудника, она должна быть определена предварительно

(если не является обусловленной заданием).

Общая схема расчетов при выборе варианта вскрытия месторождения

или его части заключается в следующем:

1. Определяется производственная мощность рудника (см. гл. 1).

2. Намечаются все возможные варианты вскрытия и из них отбирают-

ся два или три наиболее целесообразных.

3. Производится составление схем намеченных вариантов вскрытия:

для каждого варианта строятся разрез в крест простирания месторождения

(или проекция вскрывающих выработок на вертикальную плоскость)

и план откаточного горизонта.

4. Определяются сечения всех вскрывающих выработок.

5. Рассчитываются капитальные затраты для каждого варианта вскры-

тия.

6. Если вскрытие производится в два и более этапов, то капитальные

затраты второго и последующих этапов дисконтируются.

7. Для каждого варианта устанавливаются годовые эксплуатационные

расходы.

8. Определяются приведенные затраты и выбирается вариант

с наименьшими затратами.

Определение место заложения основной вскрывающей выработки графическим методом академика Л.Д. Шевякова

Дальнейший рост смещений во времени обусловлен реологич. свойствами г. п. При прочих равных условиях смещения увеличиваются с ростом глубины разработки и уменьшением показателей прочности и модуля деформации пород.
Роль крепи в выработке сводится к предотвращению чрезмерного развития зоны неупругих деформаций и обрушения пород. При достаточно большой жёсткости крепи она работает в режиме заданной (или взаимовлияющей) деформации и Г. д. возникает вследствие того, что крепь воспринимает прирост смещений с момента её установки, к-рый зависит от давления (р). Поэтому последнее можно определить из условия совместности смещений:
Ut(p) = U0 + Utk (p),
где Ut (p) - смещение поверхности выработки в момент времени t; U0 - смещение поверхности выработки до наступления контакта между крепью и этой поверхностью; Utk (p) - смещение контура крепи в момент времени t. Решение этого уравнения (относительно р) находят по графику (рис. 4).

Рис. 4. Графическое определение горного давления на крепь: 1 - зависимость Ut (r); 2, 3, 4 - зависимости U0+U Vt (p) для крепей малой оптимальной и большой жёсткости; 5 - зависимость горного давления в режиме заданной нагрузки от смещения контура; Pmin, P1, Р2 - горное давление на крепи оптимальной, большой и малой жёсткости.

Типы околоствольных дворов

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.

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. Околоствольным двором (или рудничным двором) называется комплекс капитальных горных выработок, расположенных непосредственно у ствола на данном горизонте, специально оборудованных и связывающих ствол с главными выработками горизонта. Околоствольный двор предназначен для производства работ по приему и выдаче полезного ископаемого на поверхность, приему материалов и оборудования, доставляемых в рудник, и размещения камер различного технологического назначения.

Околоствольные дворы классифицируются по следующим основным признакам:
по типу стволов – для вертикальных и наклонных стволов; по виду шахтного подъема – для скипового, клетевого, гидроподъема;
по виду шахтного транспорта – для электровозного, конвейерного, комбинированного, гидравлического транспорта;
по числу направлений подхода груза – односторонние, двусторонние, многосторонние;
по ориентированию ветвей (по углу между ветвями двора и главной откаточной выработкой) – параллельные, перпендикулярные, диагональные;
по характеру движения вагонеток – круговые, когда вагонетки за все время пребывания в околоствольном дворе движутся только вперед в одну сторону; челноковые, когда вагонетки меняют направление движения.

Односторонний круговой двор называют петлевым, односторонний челноковый двор – тупиковым.
Требования к околоствольным дворам:
• достаточная пропускная способность,
• целесообразная компоновка поверхностного комплекса рудника,
• простая увязка с примыкающими выработками,
• минимальный объем выработок,
• простота маневра,
• минимум обслуживающего персонала.

Достоинства круговых и петлевых околоствольных дворов: компактное расположение выработок; простые маневры с составами; простая привязка к горно-геологическим условиям.
Основные недостатки: большое число криволинейных выработок; недостаточное использование главной откаточной выработки в пределах околоствольного двора.

Эти недостатки отсутствуют в челноковых дворах, но последние характеризуются сложностью маневров, привязкой к горно-геологическим условиям, невысокой пропускной способностью. Менее сложные маневры производятся в тупиковых дворах, но область их применения ограничена.

Характерные схемы околоствольных дворов для скипоклетевого подъема по вертикальным стволам показаны на рис. 5.16 а, б, а при конвейерном подъеме – на рис. 5.16, в.
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 стволов – 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 скипо-клетевым, что, помимо прочих удобств, позволяет уменьшить объем околоствольных выработок.

В пределах околоствольного двора размещают ряд камер (рис. 5.17).
Насосную камеру располагают у клетевого ствола. Она служит для установки насосов главного водоотлива. Ее соединяют горизонтальным ходком с откаточными выработками околоствольного двора, наклонным водотрубным ходком для вывода водотрубных ставов – со стволом. Двери в горизонтальном ходке надежно изолируют камеру в случае затопления других выработок.

Водосборник – накопительный резервуар для сбора шахтной воды и откачки ее насосами на поверхность. Водосборник имеет две ветви для возможности отключения любой из них на время очистки. Одним из концов водосборник примыкает к осветляющим резервуарам. Вместимость водосборников – не менее четырехчасового притока воды в шахту.
Центральная электроподстанция принимает электроэнергию и распределяет ее между потребителями. Она примыкает к насосной камере (одному из главных потребителей энергии) и отделена от нее противопожарной дверью.

Рудная и породная разгрузочные полости расположены на грузовой ветви. Над ними производят разгрузку прибывших вагонеток с рудой и породой. Под нми расположены рудный и породный бункера – наклонные камеры, ниже которых на сопряжении со скиповым стволом установлены автоматические загрузочные устройства – дозаторы, обеспечивающие необходимое заполнение скипа.

Виды потерь и разубоживания руды-Общсрудничные иотери руды: оставленис руды в неизвлекаемых охранных целиках около капитальных горных выработок и скважин, под здаииями и сооружениями, под водоемами, водоносными горизонтами, заповедными зонами и т.п.

Разубоживание от засорения руды вмеіцающей иороды; в связи с неточной отбойкой по контакгам залежи; при отслаивании пород с кровли и боков; при выпускс руды под напегающими обрушенными породами; при высмке тонких жил, когда подрабатывают боковые породы, отбивая их вместе с рудой.
Разубоживание от потерь руды с повыпіснным содержанием металла по сравнению со срсдним по очистному блоку; из-за потерь при доставке, транспортировании и в закладке ; при осгавлении целиков из бедных руд.
Разубоживание от выщелачивания шахтной водой метапла, содержащихся в руде в форме растворимых соединсний.

Общие потери - сумма потерь по всем причинам их возникновения.

Фактические- потери, образованные в процессе разработки месторождения.

Потери и разубоживание полезных ископаемых при добыче подразделяют на два класса.

Потери и разубоживание по контуру рудного тела (пласта) определяют путем замеров площадей обнажения ПИ.

потери", "разубоживание" и "рудная масса":

А	f в
\

\		G
	L

Основные требования к разработке рудных месторождений

Технология разработки должна обеспечивать, с одной стороны, рациональное использование недр и охрану окружающей среды, а с другой – высокие технико-экономические показатели добычи (минимальные затраты и максимальную производительность труда) при обеспечении охраны жизни и здоровья горняков и населения.

Рациональное использование недр и охрана окружающей среды предусматривают:
• комплексное и наиболее полное использование минеральных ресурсов, т. е. разработку месторождения с минимальными потерями руды, извлечение из руды всех полезных компонентов, использование пустых пород и других отходов горного производства для нужд строительства и других отраслей (безотходное производство);

• сохранение забалансовых запасов для разработки в будущем;
• охрану атмосферного воздуха, источников водоснабжения от загрязнения отходами или продукцией горного производства;
• сохранение или восстановление после завершения разработки месторождения (рекультивацию) сельскохозяйственных угодий и лесов;
• сохранение памятников природы, истории и культуры от разрушения;
• использование подземных полостей для размещения в них вредных отходов производства, парникового хозяйства, емкостей для хранения горючего, воды и т. п.

Для получения наилучших технико-экономических показателей разработка месторождений должна удовлетворять следующим требованиям:
• выполнение производственной программы по количеству и качеству добываемого сырья;
• обеспечение стабильности (постоянства) качества добываемого сырья;
• минимальные затраты на добычу и максимальная производительность труда, что обеспечивается комплексной механизацией всех производственных процессов и максимальной степенью их автоматизации (включая управление производством), использованием новейших достижений науки и техники.

Охрана жизни и здоровья горняков и населения обеспечивается как природоохранными мероприятиями, так и строгим соблюдением техники безопасности.

Необходимо подчеркнуть, что стремление к наименьшим затратам на добычу руды не должно идти в ущерб здоровью человека и природе, а также рациональному использованию недр.

Сдвижение и обрушение горных пород и поверхности в результате

В результате выемки полезного ископаемого образуется выработанное пространство, которое постепенно, по мере разработки месторождения, увеличивается настолько, что устойчивость его нарушается и оно заполняется обрушающимися породами. Через определенное время обрушение достигает поверхности, что приводит к образованию зон сдвижения и обрушения. В зоне сдвижения происходит оседание участка земной поверхности без нарушения ее сплошности. В зоне обрушения участок земной поверхности подвергается оседанию террасами с образованием трещин и переходом в обрушение (рис. 25.1).

Как следует из рисунка, зоны сдвижения и обрушения можно определять с помощью углов сдвижения и обрушения горных пород. Эти углы получают следующим образом. На разрез вкрест простирания наносят точки, в которых проявилось сдвижение поверхности. Эти точки соединяют с контуром месторождения на горизонте, до которого произведена разработка. Таким образом устанавливают углы сдвижения и обрушения поверхности в лежачем и висячем боках, а также по простиранию месторождения.
Следует отметить, что горные выработки и поверхностные здания и сооружения, находящиеся в пределах зоны сдвижения, могут выходить из строя даже при незначительных деформациях. Чтобы этого не случилось, поверхностные сооружения и выработки должны находиться за пределами зоны сдвижения или, в крайнем случае, необходимо под ними оставлять охранные целики из полезного ископаемого. Заметим, что последующая разработка таких целиков сопряжена с большими потерями полезного ископаемого и значительными материальными затратами.
Из простых способов вскрытия наиболее распространенным вариантом для крутых и мощных угольных месторождений является вскрытие вертикальным шахтным стволом, расположенным в лежачем боку месторождения за зоной сдвижения горных пород (рис. 25. 2, а). При такой схеме вскрытия не требуется оставления охранного целика. Единственным недостатком является увеличение длины квершлагов с понижением уровня горных работ.
Вскрытие вертикальным шахтным стволом, расположенным в висячем боку месторождения (рис. 25.2, б), осуществляется лишь в тех случаях, когда по условиям рельефа или застроенности поверхности нельзя ствол расположить в лежачем боку или когда породы лежачего бока сильно обводнены или неустойчивы.
Вскрытие вертикальным шахтным стволом, пройденным по месторождению (рис. 25.2, в), встречается крайне редко из-за необходимости оставления значительных запасов полезного ископаемого в целиках.
Вскрытие вертикальным шахтным стволом, пересекающим месторождение (рис. 25.2, г), осуществляют при разработке маломощных большого простирания пологих залежей бедных руд. Необходимость оставления полезного ископаемого в охранном целике для предохранения ствола от разрушения не является препятствием для применения такой схемы вскрытия по двум причинам: во-первых, запасы в охранном целике незначительны по сравнению с общими запасами, а во-вторых, сокращается длина квершлагов.

Вскрытие наклонным шахтным стволом, расположенным в лежачем боку месторождения за зоной сдвижения пород (рис. 25.3, а), применяют для наклонных и пологих рудных залежей и мощных угольных пластов. Достоинством такой схемы вскрытия является незначительная длина квершлагов по сравнению со вскрытием вертикальным стволом.
Следует отметить, что схема вскрытия наклонными шахтными стволами, расположенными в лежачем боку, применяется и при разработке мощных крутых месторождений (рис. 25.3, б). Основное достоинство этой схемы вскрытия заключается в возможности использования высокопроизводительного конвейерного транспорта. Практика работы рудника им. С. М. Кирова (Кривбасс) показала, что через один такой ствол можно выдавать на поверхность до 12—15 млн. т и более руды в год. Основной недостаток такого варианта вскрытия — большая длина наклонных стволов.
Вскрытие месторождения штольней применяется при гористом рельефе местности (рис. 25.4). Штольни можно располагать как в лежачем, так и в висячем боку залежи. Большое внимание следует уделять месту заложения штольни. Так, устье штольни должно располагаться выше уровня воды в горной долине с учетом возможного разлива рек. Наземные сооружения штольни не должны подвергаться оползням и лавинам. Основными преимуществами вскрытия месторождений штольнями являются отсутствие расходов по подъему и водоотливу, высокие скорости проведения вскрывающей выработки, простота комплекса поверхностных сооружений и др.

Вскрытие наклонным шахтным стволом. Достоинство и недостатки

Наклонный ствол - наклонная подземная горная выработка, имеющая непосредственный выход на земную поверхность и служащая для тех же целей, что и вертикальный ствол. Наклонный ствол в большинстве случаев проводят по пласту, реже - по породам.

Ствол оборудуется канатным подъёмом для выдычи полезного ископаемого в вагонетках или скипах либо конвейерами. Применение рельсового транспорта практикуется при углах наклона до 35°. При больших углах наклона применяют скиповой подъём. На крупных шахтах стволы с углом наклона до 18° оборудуют конвейерами.

Достоинства наклонных стволов для вскрытия шахтного поля: возможность полной конвейеризации для выдачи полезного ископаемого от очистного забоя до поверхности, большая производительность ствола, сокращение сроков строительства шахты и меньшие по сравнению с вертикальными стволами капитальные затраты. Недостатки: бо́льшая длина ствола по сравнению с вертикальными при вскрытии одного и того же пласта, бо́льшая стоимость поддержания и обслуживания.

Стадии подземной разработки

Подземная разработка рудных месторождений включает несколько стадий:
• вскрытие,
• подготовку,
• очистную выемку,
• консервацию рудника.

Вскрытие – проведение горных выработок, обеспечивающих доступ к месторождению с поверхности.
При вскрытии месторождений проводят подземные горные выработки, которые служат для транспортирования и подъема полезного ископаемого и породы, спуска материалов и оборудования, перемещения людей, проветривания, осушения, водоотлива, прокладки кабелей и трубопроводов и т. д. Вскрывающие выработки проводят за счет ассигнований на капитальное строительство, чаще всего силами специализированных шахтостроительных организаций.
Вскрывающими выработками являются: стволы, штольни, квершлаги, выработки и камеры околоствольных дворов, включая приствольные бункера и рудоперепуски, камеры подземных дробилок и пр.

Подготовка – проведение выработок после вскрытия месторождения с целью создания условий для начала и последующего осуществления очистной выемки.
Подготовка рудных месторождений включает в себя проведение горизонтов и подготовку внутри блоков т.е. нарезку последних. При подготовке месторождений производят разделение вскрытой части месторождения с помощью подготовительных выработок (штреки полевой и рудный, орт, восстающий, рудоспуск, уклон) на выемочные участки: этажи и очистные блоки в крутых и наклонных месторождениях и панели, а иногда и блоки – в пологих и горизонтальных месторождениях.

Очистная выемка – комплекс работ по извлечению полезного ископаемого в забоях. Очистная выемка является целью разработки месторождения.
Вскрытие, подготовка и очистная выемка осуществляются последовательно только в начале эксплуатации месторождения, при строительстве подземного рудника. Обычно, в процессе эксплуатации горного предприятия, все три стадии выполняются одновременно, но на различных участках месторождения. Параллельно с очистной выемкой, осуществляемой на одних участках месторождения, ведется подготовка других и вскрытие третьих.
Работы по вскрытию, подготовке и очистной выемке строго взаимосвязаны, поскольку для обеспечения стабильной и ритмичной добычи рудника по мере отработки определенной части запасов соответствующие им запасы в другом месте рудника должны быть нарезаны и подготовлены к выемке взамен отработанных, а к моменту окончания подготовки какого-либо участка должен быть вскрыт новый участок, где может быть создан достаточный фронт подготовительно-нарезных работ для рабочих, перешедших на этот участок с уже подготовленного.
Разработка месторождения состоит из нескольких периодов.

• Вначале осуществляют строительство поверхностного комплекса.
• Далее последовательно ведут вскрытие и подготовку месторождения.
• Затем начинают очистную выемку, и предприятие наращивает годовую производительность до установленной проектом величины.
• Далее длительный период горное предприятие работает с проектной производительностью.
• После исчерпания запасов наступает период затухания горных работ и ликвидации предприятия, консервация рудника.

Каждое месторождение отрабатывают по частям. Для этого при крутом и наклонном падении залежи его разделяют по вертикали на этажи, а при пологом и горизонтальном залегании – по площади на панели.
В свою очередь этаж может быть разделен по вертикали на несколько подэтажей. Высота этажа на рудниках изменяется от 30 – 40 до 100 – 150 м и более (наиболее часто этажи имеют высоту 50 – 75 м). Запасы руды в этаже измеряют, как правило, миллионами и даже десятками миллионов тонн. Поэтому этажи делят по простиранию (а при весьма мощных залежах – и по мощности) на выемочные блоки – часть этажа, в которой осуществляют все процессы очистной выемки. Выемочные блоки обладают самостоятельной системой проветривания.

Панели имеют форму прямоугольника с длиной сторон до нескольких сотен метров. Запасы руды в панели могут достигать нескольких сотен тонн и даже 2 – 3 млн. т.
Большое значение имеет порядок отработки месторождения. Месторождения отрабатывают в большинстве случаев сверху вниз по падению. Это позволяет быстрее и дешевле вскрыть их верхние части и ускорить начало добычи.

При этажной разработке выемочные блоки в пределах этажа отрабатывают, как правило, подряд в наступающем (от центра к флангам) или отступающем (от флангов к центру) порядке, если качество руды более или менее постоянно. При наступающем порядке отработки можно ускорить начало очистной выемки в этаже, так как вскрывающие горные выработки обычно расположены вблизи центра залежи. Однако при этом выработки откаточного горизонта необходимо поддерживать и ремонтировать в течение всего срока отработки этажа, а это бывает зачастую очень сложно и дорого, так как они проведены рядом с отработанными блоками и могут быть повреждены при очистной выемке. При отступающем порядке разработки необходим более длительный период для подготовки к очистной выемке в этаже. Но в этом случае выработки откаточного горизонта в нетронутом массиве и затраты на их поддержание меньше, чем при наступающем порядке отработки. Выработки, расположенные под отработанными блоками, можно не поддерживать.

При резком колебании качества руды применяют более дорогой и менее производительный выборочный порядок выемки, т. е. набирают плановые объемы добычи по руднику из разных блоков или панелей с различным содержанием полезных компонентов в руде. Для этого приходится вести добычу одновременно на нескольких этажах.

Показатели извлечения руды

В настоящее время пользуются следующими показателями извлечения руды при добыче. Эти показатели являются относительными величинами и измеряются обычно в долях единицы или в процентах.
1. Потери металла (полезного компонента)

где П — количество руды, потерянной из балансовых запасов, т; Б — количество погашенных запасов руды, т; В — количество вмещающих пород, засоривших руду, т; Аруд — содержание металла в погашенных запасах, % или г/т; Апот — содержание металла в потерянной руде, % или г/т; Апор — содержание металла в городах, засоривших руду, % или г/т.
2. Разубоживание руды

где Ар.м. — содержание металла в добытой рудной массе, % или г/т.
3. Потери руды

4. Засорение руды

Величины n = nр и р = рр в случаях, когда содержание металла в потерянной руде Апот и содержание его в балансовых запасах Аруд одинаковы, а содержание металла в разубоживающей руду породе Апор практически равно нулю, т. е. если Апот≈Аруд и Апор≈0. В остальных случаях перечисленные показатели извлечения различаются по величине.

Классификация способов доставки руды

Доставка руды — это перемещение рудной массы от места отбойки до транспортных средств, т. е. в пределах очистного блока (перемещение от очистного блока до ствола шахты или до штольни, а по ней до поверхности земли — транспортирование руды).

Значение этого технологического процесса очистной выемки очень велико. Доля трудовых и материальных затрат на доставку руды достигает обычно 30—50 % всех затрат на очистную выемку и лишь в редких случаях снижается до 10—15 %.

Классифицируются способы доставки по виду энергии, с помощью которой происходит перемещение рудной массы в процессе очистной выемки.

Как правило, указанные в табл. 2.2 способы доставки каждый в отдельности на подземных рудниках не применяются, а используются последовательно сначала один и затем другой. Например, вначале по очистному пространству и выпускным выработкам производится самотечная доставка (выпуск руды), а затем по доставочным выработкам — механизированная доставка до пунктов погрузки в транспортные средства или до рудоспусков, по которым опять же идет самотечная доставка (перепуск), а внизу с помощью люков или питателей производится погрузка в транспортные средства. Так что разделение доставки на перечисленные способы в известной мере условно, но удобно для изучения.

Таблица 2.2 Классификация способов досавки

Способы доставки

Особенности

1.Самотечная доставка

1.1.Выпуск руды

1.2.Перепуск руды

2.Механизированная доставка

2.1. Скреперная доставка

2.2.Доставка самоходным

оборудованием

2.3. Доставка питателями и

конвейерами

3. Прочие способы доставки

3.1. Взрыводоставка

3.2.Гидравлическая доставка

Руда перемещается под действием собственного веса

По очистному пространству и далее через выпускные выработки

По рудоспускам или рудоспускным восстающим, а также по рештакам и желобам и настилам

Руда перемещается с помощью механизмов:

Скреперных лебедок

Самоходных машин

Стационарных установок непрерывного действия

Руда отбрасывается по очистному пространству к выпускным выработкам с помощью взрыва

Руда смывается водой

Чаще всего на подземных рудниках применяют самотечную и механизированную доставку. До шестидесятых годов в качестве механизированной доставки использовалась только скреперная. Затем широкое распространение при доставке руды получили самоходные машины, питатели и конвейеры, но скреперная доставка окончательно не вытеснена.

Промышленная площадка

Промплощадка (промышленная площадка) – участок поверхности, на котором расположены гор-

но-технические сооружения и здания горного предприятия.

Расчет параметров шпуровой отбойки

Удельный расход ВВ

Линия наименьшего сопротивления

Объем работ по бурению шпуров на один цикл

Число шпуров

Параллельное расположение скважин. Достоинство и недостатки.

К достоинствам при параллельном расположении скважин относятся (рис. 9.1.а.):
• равномерное размещение зарядов ВВ в отбиваемом массиве, что способствует качественному дроблению с небольшим выходом негабарита;
• меньше удельный расход скважин;
• более полно используется длина всех скважин, поскольку нет сближенных участков, не заполняемых ВВ.
Параллельное расположение скважин имеет недостатки:
• большой объем трудоемких нарезных работ, так как на каждый отбиваемый слой нужно проходить дополнительную буровую выработку (закрытую или открытую заходку);
• с каждой позиции установки станка можно пробурить только одну скважину;
• труднее чем при шпуровой отбойке обеспечить полноту отбойки при изменчивых элементах залегания рудного тела;
• целики между закрытыми буровыми заходками при небольшом расстоянии между рядами скважин слишком узкие и неустойчивые.
Поэтому при отбойке вертикальными слоями нередко приходится переходить на так называемые открытые заходки (балконы), работа в которых требует соблюдения особых мер безопасности.

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 руднике им. Губкина в КМА.
Для сохранения преимуществ параллельного расположения скважин и уменьшения недостатков на многих железорудных рудниках Сибири и при разработке железистых кварцитов в Кривбассе успешно применяют отбойку комплектами параллельно-сближенных скважин. Их отличие состоит в том, что вместо одной скважины в ряду бурят несколько близко расположенных (сближенных) скважин. Расстояние между ними 3 – 4 диаметра одной скважины, число скважин в комплекте составляет 3 – 10. При производстве взрыва несколько сближенных скважин работают как одна скважина большого диаметра. Это позволяет увеличить расстояние между буровыми заходками и уменьшить их число, а следовательно, затраты на проходку.

Расчет параметров параллельно расположенных скважин

Метод скважинных зарядов на горноразведочных работах применяется редко. Это может иметь место на разведочных карьерах или при проходке восстающих. В больших же масштабах скважинные заряды применяются при разработке месторождений, особенно открытым способом.
Наиболее часто на карьерах применяют вертикальные скважинные заряды, расположенные в один или несколько рядов параллельно уступу (рис. 9.24).

Эффективность их работы зависит от ряда параметров: высоты уступа Н, сопротивления по подошве Wп, диаметра зарядов d, длины заряда lз, длины забойки lзаб, расстояния между зарядами а, расстояния между рядами зарядов b, величины перебура lпер, общей длины скважины L, расстояния С от верхней бровки уступа до первого ряда скважин.
Наиболее важным параметром, определяющим элементы расположения скважинных зарядов на уступе, является диаметр скважины.
Диаметр скважин выбирают с учетом трещиноватости пород, мощности карьера, устойчивости уступа, производительности бурового станка и других факторов.
В породах I—II категорий трещиноватости диаметр заряда выбирают возможно большим (250—320 мм); в породах III—IV категорий — 200—250 мм; в породах V категории, а также неоднородных и часто перемежающихся по фронту уступа породах IV категории, для отбойки рудных тел небольшого размера, при узких рабочих площадках уступов, при ограниченных величинах одновременно взрываемых зарядов — 150—200 мм.
В целом же стремятся к увеличению диаметра заряда, поскольку выход горной массы с 1 м скважины пропорционален квадрату диаметра.
При известном диаметре скважины находят сопротивление по подошве, например по формуле

где k — коэффициент, зависящий от взрываемости, крепости пород и свойств ВВ (рекомендуемые значения к приведены в табл. 9.21).

Расчет параметров шпуровой отбойки

Удельный расход ВВ

Линия наименьшего сопротивления

Объем работ по бурению шпуров на один цикл

Число шпуров

Вторичное дробление руды и ликвидация заторов

Чтобы куски руды свободно проходили через рудоспуски и не зависали в выработанном пространстве, а доставка осуществлялась интенсивно и бесперебойно, отбитая руда должна иметь куски определенной крупности. Максимально допустимый размер кусков, на который рассчитываются перепускные выработки и все погрузочное и транспортное оборудование, называется кондиционным. Размер таких кондиционных кусков обычно принимают от 300—400 до 800—1000 мм, а на рудниках, разрабатывающих тонкие жилы, — 200—250 мм. Однако при отбойке буровзрывным способом обычно образуется некоторое количество более крупных, чем кондиционные, кусков, так называемых негабаритов. Такие негабариты приходится дробить повторно. Для этого используют взрывчатые вещества, механические дробилки и др. При вторичном дроблении с помощью ВВ применяют так называемые накладные заряды, размещаемые в углублениях, или шпуровые заряды. При механическом дроблении используют специальные дробильные установки, устанавливаемые в камерах вблизи приемных бункеров скипового подъема, надежная работа которого возможна лишь при крупности кусков не более 400—500 мм.
Негабариты не проходят в горловинах выпускных отверстий, образуя заторы (зависания) руды (рис. 17.4).

Заторы ликвидируют в выпускных выработках взрыванием фугасных зарядов, установленных на шестах; удельный расход ВВ достигает 20—30 кг/м3 разбиваемого куска, масса фугасного заряда — от 2 до 5 кг. Указанный способ взрывания больших зарядов требует длительного проветривания и вызывает разрушение выработок. В последние годы для ликвидации зависаний в отечественной практике стали применять стреляющие системы (гранатометы), позволяющие снизить трудоемкость и повысить безопасность этих работ.
Работы по вторичному дроблению негабаритных кусков руды могут проводиться в очистном пространстве (при отработке пологих залежей, при системах с магазинированием руды и закладкой), в специальных выработках или пунктах погрузки руды в вагоны на основном горизонте.

При отдельных системах разработки руда, перемещаясь в выработанном пространстве под действием собственного веса, поступает из очистного пространства в выпускные выработки, пройденные в основании блока, из которых механическим способом — скреперами или самоходными машинами руда доставляется до откаточных сосудов. В качестве механизмов для доставки используют также питатели и конвейеры (см. рис. 17.3). Во всех названных случаях вторичное дробление проводится на почве доставочных выработок (рис. 17.5) или же питателях, установленных в выпускных выработках.
Взрывное дробление негабарита и ликвидации зависаний требуют перерыва в процессе доставки, что существенно снижает технико-экономические показатели добычи (требуются дополнительные материальные, трудовые и временные затраты на взрывание зарядов и проветривание выработок).
В последние годы отечественная и зарубежная промышленность работают над изысканием путей безвзрывного дробления негабарита и ликвидации зависаний. На ряде рудников успешно стали применять стационарные гидро- и пневмобутобои, располагаемые у рудоспусков. Фирма «Атлас-Копко» (Швеция) выпустила самоходную машину, которая дробит негабарит за счет энергии воды, подаваемой в шпур, пробуренный, в негабаритном куске.
Ведутся работы по использованию сжатого воздуха. В нашей стране разработан и внедрен на ряде рудников способ ликвидации заторов с помощью пневмоимпульсного устройства (ПУ), которое устанавливают в специальных нишах под выпускными выработками или в другой выработке. В последнем случае от сопла пневмоимпульсного устройства под выпускную выработку через скважину подводится труба. При образовании затора включают ПУ и оно выбрасывает из ниши заполнявшую ее руду, на которую опирается свод зависания. Ликвидация затора происходит за счет устранения опоры, на которой он держался, и сотрясения массива зависшей руды.

Закладка выработанного пространства

ЗАКЛАДКА ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА (а. stowing, filling; н. Versatz, Bergversatz, Versatzung; ф. remblayage; и. relleno) — совокупность процессов по заполнению подземного выработанного пространства шахт закладочными материалами.
Закладка выработанного пространства применяется для управления горным давлением, снижения потерь полезных ископаемых внедрах, выемки законсервированных охранных целиков, предотвращения подземных пожаров и внезапных выбросов угля и газа, уменьшения деформаций поверхности земли и охраны от разрушения объектов на подрабатываемых территориях, оставления в шахте породы от проходческих работ, повышения безопасности горных работ. В зависимости от полноты заполнения выработанного пространства закладка выработанного пространства может быть полной или частичной (в виде охранных полос при поддержании выработок). По способу транспортирования закладочного материала и формирования из него массива закладка разделяется на гидравлическую, пневматическую, твердеющую, самотёчную, механическую. Гидравлическую закладку впервые начали применять в 80-е годы 19 века в США и с 1894 в Германии. Первые опыты по использованию сжатого воздуха для доставки закладочных материалов по трубопроводам проведены в 1904-05 в Германии. В промышленном масштабе пневматическая закладка впервые применена в Германии в 1924 на руднике "Дойчланд". Твердеющая закладка впервые использована в 1924 на золоторудной шахте "Бракпан" (Южная Африка).

Способы поддержание очисного пространства

Поддержание очистного пространства – совокупность мероприятий по предупреждению вредных последствий проявления горного давления в очистных выработках в целях обеспечения безопасности и необходимых условий работы. Поддержание очистного пространства применительно к подземным работам называют управлением горным давлением.

Способы поддержания очистного пространства при очистной выемке разделяются на следующие три класса:
I. c естественным поддержанием очистного пространства – то есть без поддержания очистного пространства;
II. c обрушением налегающих пород;
III. c искусственным поддержанием очистного пространства.

I. Естественное поддержание очистного пространства осуществляется за счет естественной устойчивости налегающих пород, а также устойчивости еще не выработанных участков руды — целиков, выполняющих роль опор. Горное давление при этом регулируется за счет выбора размеров очистного пространства (ширину камер), расположения, формы и размеров поддерживающих целиков.

Рудные целики бывают постоянными (неизвлекаемыми) и временными (отрабатываемыми со значительным опозданием, во вторую стадию). По форме целики различают на ленточные или панельные и изолированные или опорные (в виде колонн). В сечении колонны бывают круглыми или квадратными, иногда прямоугольными, ромбическими или эллиптическими. Опорные целики оставляются при пологом и наклонном залегании. При крутом падении целики оставляют лентами. Размеры опорных целиков в плане могут изменяться от 3 до 8 м при расстоянии между их осями от 6 до 20 м. Ленточные целики при крутом падении располагают через 30-100 м, их поперечные размеры достигают 6 – 30 м. При большой глубине разработки (более 100 – 150 м) оставление изолированных или ленточных целиков одинаковых размеров сопровождается значительными потерями в них руды. Снизить потери можно, оставляя через 100 – 200м панельные (барьерные) целики увеличенной ширины (20, а иногда до 30 – 40 м), а между ними – небольшие изолированные опорные целики. Они более податливы и поэтому воспринимают не весь вес налегающих пород (массив высотой Н), а только его часть (массив высотой Н1, при крепких упругих рудах Н1 = 0,6 – 0,8Н, а при мягких пластичных Н1 = 0,35 – 0,45Н). Панельные (барьерные) целики воспринимают полный вес налегающих пород, включая и породы, расположенные над опорными целиками (рис. 9.38.).

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) (рис. 9.39.). Если руды малоценные, целики можно оставить для сохранения поверхности (при этом их не отрабатывают и потери руд достигают 40-60 %).

II. Обрушение налегающих пород руду используется тогда, когда естественным путем поддерживать очистное пространство невозможно или нецелесообразно (из-за больших потерь руды в целиках). Оно имеет двойную цель:
• снизить опорное давление в соседних очистных блоках, где ведутся очистные или подготовительно-нарезные работы;
• вовремя избежать так называемых воздушных ударов, возникающих при неожиданном самопроизвольном обрушении в отработанное пустое пространство больших масс налегающих пород. Удар падающей массы пород может разрушить днище блока, а воздушный поток — нарушить крепление выработок, вывести из строя оборудование, привести к несчастным случаям.

Обрушение налегающих пород на отбитую руду обеспечивают двумя путями:
• создавая обнажения, превышающие предельно допустимые и вызывающие самообрушение пород сразу вслед за отбойкой руды;
• принудительно обрушая налегающие породы минными или скважинными зарядами ВВ по разреженной сетке.
При обрушении налегающих пород целики и крепление отсутствуют, доступ в очистное пространство невозможен, поэтому 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. Обрушение пород можно применять в том случае, когда допустимо обрушение поверхности, во вмещающих породах, находящихся в зоне обрушения, отсутствуют водоносные слои и плывуны, которые могут прорваться в подземные выработки. Недопустимо также, чтобы отбитая руда слеживалась или самопроизвольно возгоралась (руды с высоким содержанием серы).

III. Искусственное поддержание очистного пространства — наиболее трудоемкий и дорогостоящий технологический процесс поддержания.
Искусственное поддержание целесообразно тогда, когда другие способы неприемлемы технически или не обеспечивают достаточно полной и чистой выемки руд.

Искусственное поддержание очистного пространства при добыче руды осуществляют с помощью закладки или крепления различными конструкциями (рис. 9.40.).
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 (рис. 9.41.). Чаще поддерживают крепью лишь рабочее пространство у забоя, тогда в отработанной части ее обрушают (деревянную), частично или полностью извлекают (обычно металлическую), а в некоторых случаях передвигают (механизированную) чем вызывают обрушение вмещающих пород для снижения давления на оставшуюся крепь. Поддержание очистного пространства крепью и последующее обрушение пород в чистом виде применяют только в маломощных залежах, например в пологих пластах калийных и марганцевых руд. При большой и средней мощности крепь сама по себе не может выдерживать горного давления, поэтому применяется вместе с закладкой (если необходимо поддерживать выработанное пространство и после выемки руды).

Закладка – заполнение выработанного пространства различными материалами, способными воспринимать нагрузки от горного давления, для предотвращения обрушения.
Читать полностью:http://www.miningexpo.ru/useful/4943

Взрывная доставка руды

ВЗРЫВНАЯ ДОСТАВКА РУДЫ (а. blasting ore transport; н. Explosiverztransport, Erzversetzung durch Sprengung; Schießtransport des Erzes; ф. desserte de minerai par tir; и. mineral transportado por la voladura) — перемещение руды в пределах выемочного участка шахты до приёмногогоризонта за счёт энергии взрыва. Применяют на наклонных и пологих залежах мощностью от 3 до 30 м, реже 1,5-3 м. Взрывная доставка руды предложена в CCCP в 1956 для разработки наклонных залежей подземным способом; впервые применена при разработкеМиргалимсайского месторождения (угол наклона рудного тела 30-55°).

Взрывная доставка руды осуществляется в выемочных участках (камерах или панелях) шириной в среднем 12-15 м, располагаемых по падению рудных тел и отрабатываемых снизу вверх. При этом руда силой взрыва перемещается по почве открытого очистного пространства на расстояние 30-40 м при угле наклона залежи 15-20° и до 60-80 м при 30-40°. Взрывная доставка руды исключает присутствие людей в очистном пространстве. Руду отбивают послойно взрывами зарядов взрывчатого вещества, в скважинах, пробуриваемых из восстающих (рис.), которые проходят в рудном теле у лежачего бока с заглублением во вмещающие породы на 0,5 м (для возможности бурения скважин по контакту с вмещающими породами).

Истинные углы наклона скважин определяются по формуле:

sing = соsa • sinb

(g — истинный угол наклона скважины к горизонтальной плоскости; а — угол падения рудного тела; b — угол наклона скважины к горизонтали в плоскости веера).

В связи с относительно небольшим объёмом буровых работ в каждом веере и необходимостью перестановки оборудования в наклонных выработках при взрывной доставке руды наиболее эффективно использование мобильных буровых машин.

Целесообразно применение зарядных устройств с гибким шлангом, проложенным с верхнего горизонта по восстающему. Удельный расход взрывчатого вещества при взрывной доставке руды принимается таким же, как и при отбойке в обычных условиях, либо увеличивается на 15-25% за счёт дополнительных оконтуривающих зарядов и некоторого сгущения сетки скважины. За один приём взрывают 1-2 веера, с замедлением второго обычно не менее 50-100 мс; в последнюю очередь взрывают скважины, расположенные у почвы выемочного участка.

Вместимость выработок приёмного горизонта должна обеспечивать размещение всей отбитой за один взрыв руды. Если силойвзрыва перемещается основная часть отбиваемой руды, остаток её на почве выемочного участка по мере накопления транспортируется до приёмного горизонта дистанционно управляемыми бульдозерами или скреперами; возможен гидросмыв руды. В залежах средней и выше средней мощности с падением более 25° взрывная доставка руды производится без использования дополнительных средств по зачистке почвы выемочных участков. При мощности ниже средней и углах менее 25° применение взрывной доставки руды позволяет получить концентрированный навал горной массы в заданном месте (например, в выработках скреперования), вести селективную выемку с направленным отбросом пустой породы в выработанное пространство. Производственная мощность выемочного участка при взрывной доставке руды 5-15 тысяч т в месяц. Расстояние эффективной взрывной доставки руды (25-80 м) сокращается с уменьшением мощности и угла падения рудных тел; эффективность взрывной доставки руды повышается с ростом крепости руды.

Скреперная доставка руды

Скреперные установки вследствие конструктивной простоты и невысокой стоимости являются на многих, особенно небольших рудниках, наиболее распространенным оборудованием для доставки руды (рис. 9.24.).
Длительному применению скреперной доставки способствовали совмещение ее с погрузкой, простота устройства, расположение скреперной лебедки на значительном расстоянии от мест взрывных работ, меньшие затраты на перенос и монтаж по сравнению с конвейером.

Руду доставляют скрепером, как по очистному пространству, так и по подготовительным выработкам, скреперным штрекам или ортам, в которые из очистного пространства она поступает под собственным весом.
Руду скреперуют в рудоспуски или в вагоны через погрузочный полок, в последнем случае погрузку вагонов называют безлюковой.
Их успешно применяют на железорудных рудниках 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 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 (рис. 9.24.). 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.

Скреперы применяют гребковые, ящичные и совковые. Гребковые бывают жесткие и шарнирно складывающиеся (при обратном ходе). Каждый из этих типов скреперов может быть односекционным и многосекционным. При крепкой руде хорошо работают шарнирно складывающиеся скреперы, в частности, литые из марганцовистой стали. Они захватывают больше руды (при работе в скреперных выработках перемещают руду по всей ширине выработки); при обратном (холостом) ходе ковш, благодаря тому, что задняя стенка складывается, испытывает значительно меньшее сопротивление, реже опрокидывается и может пройти через небольшой просвет под кровлей выработки над навалом руды.

Существуют различные схемы скреперования. При скреперовании по прямой используют двухбарабанные лебедки, при скреперовании под углом двух и трехбарабанные, а в широких камерах – трехбарабанные.
При доставке руды под углом, т. е. последовательно по двум выработкам, из которых одна расположена под углом (обычно прямым) к другой, применяют либо две двухбарабанные лебедки (по одной в каждой выработке), работающие последовательно, либо одну двух или трехбарабанную (рис. 9.25.). При двухбарабанной лебедке сначала скреперуют «из-за угла» при двух концевых блочках с разъемными крюками, затем с дальнего концевого блочка снимают канат, оставляют его на одном, ближнем, концевом блочке и скреперуют руду к лебедке.

При использовании трехбарабанной лебедки перемещают наполненный скрепер с помощью одного головного каната по первой выработке, а с помощью другого — по второй.

Разделение рудных тел по форме

По форме рудные тела подразделяют на:

сложные, сочетающие в себе различные признаки рассмотренных выше форм.

Трубы — прорывы земной коры расплавленной магмой, с которой связана последующая рудная минерализация.

Пласты и пластообразные залежи зачастую бывают осадочного происхождения (экзогенные месторождения).

Определение производительности ПДМ

(4.8)

- емкость ковша, м =0,3 м

- коэффициент наполнения =0,8

- время цикла

- коэффициент рыхления =1,3

(4.9)

- время заполнения

- коэффициент маневра (1,1) (4.10)

- длина дороги, м (40 м) (4.11)

, - скорость ПДМ в груженном и порожнем состоянии (8 км/ч, 12 км/ч);

Погрузка и доставка руды самоходными оборудованиями

Конвейерные системы самоходного типа

Конвейеры самоходные применяются для промежуточной транспортировки материалов от первичной стадии мобильных систем дробления до стационарных конвейеров или на последующую стадию дробления (промежуточную станцию разгрузки).

Передвижной конвейер монтируется «зигзагом» из секций, имеющих длину 43 метра. Благодаря наличию гусеничного привода под бункером разгрузки и колесной базы у головной части обеспечена высокая мобильность и управляемость. Эти установки могут легко убираться с зоны проведения взрывных работ.

Доставка и транспортировка руды самоходным погрузочнодоставочным оборудованием уменьшит издержки по эксплуатации больших парков самосвалов и погрузочно-разгрузочных средств, снизит запыленность и уровень загрязнения карьеров, значительно повысит общую безопасность и культуру труда.

Интенсивная добыча полезных ископаемых открытыми способами разработки, погрузка сыпучих материалов, работа рудной и угольной промышленности сегодня невозможна без использования конвейерных систем и штабелеукладчиков. Именно они позволяют эффективно осуществлять доставку продукции и складировать ее.

Компания SPECO выполнит комплексные поставки погрузочно-разгрузочного оборудования для горно-добывающей промышленности, портовых и складских комплексов, т.е. для тех отраслей, где необходима перегрузка и штабелирование материала при объемах грузопотока от 10000 тонн в сутки.

Самотечная доставка руды

САМОТЁЧНАЯ ДОСТАВКА перемещение полезного ископаемого или породы под действием собственного веса от места отбойки или разгрузки до пункта погрузки в транспортные средства. Самотечная доставка производится непосредственно по очистному пространству или по желобам, рештакам, настилам, трубам и т.п., а также по специальным выработкам.
Самотечная доставка руды в залежах небольшой мощности по очистному пространству применяется при углах падения залежи не менее 50-55°; при этом отбитая руда самотёком попадает в выпускные выработки, расположенные в породах лежачего бока. При меньших углах падения залежи увеличивают наклон стенки со стороны лежащего бока или проходят дополнительные выпускные выработки. В мощных залежах в случае движения в выработанном пространстве значительных объёмов обрушенной горной массыдопустимый угол наклона залежи увеличивается до 70-80° (большие углы относятся к влажной руде, включающей тонкоизмельчённый материал). Мощность пологих и наклонных залежей при самотечной доставке руды должна быть не менее 10-15 м, чтобы окупить расходы на проходку выпускных выработок в породах лежачего бока.
Самотечная доставка по желобам, рештакам, настилам и т.п. осуществляется при угле их наклона не менее 30-45°. Меньшие значения допускаются для кусковатой руды, движущейся по металлической поверхности; более высокие значения относятся к влажной переизмельчённой руде.

Самотечная доставка по рудоспускам широко применяется как вспомогательный способ транспортирования в сочетании с механизированной доставкой. Рудоспуски прямые или ломаные проходят по руде или по вмещающим породам с углом наклона не менее 55-65°. В верхней части допускается меньший уклон при условии, если она не заполняется рудой. Для кусков размером 0,4 м диаметр рудоспуска должен быть не менее 1,5 м, для кусков 0,8-1 м — не менее 3 м. Иногда в восстающих выработках большого сечения для спуска руды оборудуют специальные отделения соответствующих размеров. При системах разработки с закладкой мелкую руду иногда перепускают по стальным трубам диаметром 50-80 см

Генеральный план поверхности рудника

Генеральным планом горнорудного предприятия называется выполненный в

масштабе план, на котором нанесены рельеф поверхности, границы рудника или

карьера, подъездные железнодорожные пути, автодорога, реки, линии электропе-

редач, технологические здания и сооружения, хозяйственные и бытовые помеще-

ния, элементы благоустройства территории. Часть поверхности рудника или карь-

ера, на которой размещены технологические здания и сооружения, механические

мастерские, компрессорные и вентиляционные установки, подстанции, админи-

стративно-бытовой комбинат и вспомогательные службы, называется промыш-

ленной площадкой.

Промышленная площадка рудника располагается у главных стволов, а карье-

ра - в непосредственной близости от главной выездной траншеи.

Механическая отбойка

Механическая отбойка – отделение полезного ископаемого от массива при помощи различных инструментов и механизмов.
Данный вид отбойки осуществляется машинами и в незначительном объеме отбойными молотками.
Механическая отбойка применяется только при добыче мягких руд. В нашей стране этим способом отбивается более 70 % калийных солей, не менее 50 % марганцевых руд и практически весь естественный пильный камень, используемый в строительстве.

Механическая отбойка применяется в двух вариантах: с выемкой заходками с площадью поперечного сечения 7-9 м2 и с выемкой длинными забоями. 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 на магистральный конвейеры. Некоторые рудники, 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 (рис. 9.9.). После отработки каждого слоя на всю длину забоя крепь передвигается секционно в след за конвейером, кровля забоя за крепью обрушается (рис. 9.10.). Комбайны могут обеспечивать как валовую, так и селективную выемку.

В настоящее время во всем мире ведутся разработки по созданию различного типа и назначения комбайнов для механической отбойки руд средней крепости и даже крепких. Создан ряд перспективных конструкций. Ожидается, что механическим способом будет отбиваться 12 – 15 % руд, отрабатываемых подземным способом.

Пиление пород (известняков, туфов и т. п.) применяют в основном для получения естественных блоков строительных материалов. Испытывают выпиливание блоков при добыче каменной соли с помощью камнерезных машин, имеющих баровый, дисковый или торцовый фрезерный режущий орган.

На золотодобывающих рудниках ЮАР применяют пиление крепких кварцитов для отрезки жил от висячего и лежачего боков, что обеспечивает точную выемку по контактам

Минная отбойка

В настоящее время минная отбойка как основной способ сохраняется в ограниченных масштабах при выемке сильнотрещиноватых очень крепких руд, если взрывные скважины в них пересыпаются и выходят из строя. Применяется в основном для обрушения больших массивов, в которых уже есть или могут быть проведены горные выработки. При минной отбойке сосредоточенные заряды взрывчатых веществ (ВВ) массой от 0,5 до 3 т размещают прямо в подготовительно-нарезных выработках. Расстояния между зарядами ВВ и от заряда до обнаженной плоскости (л. н. с.) колеблются от 6 до 12 м, чаще составляют 8—10 м.

Используют две схемы минной отбойки:
• размещение зарядов на почве выработок;
• размещение зарядов в минных карманах.
Масса зарядов ВВ достигает сотен килограммов. Перед взрыванием заряды иногда засыпают забойкой из дробленой породы для увеличения эффекта разрушения массива.

При схеме с минными карманами выработку (штрек или орт) проходят сечением 1,5?1,8 м. Из нее поперек проходят минные карманы длиной 3 – 5 м и сечением 1,2?1,8 м, в конце карманов устраивают минные колодцы глубиной 0,5 – 1 м, где и размещают заряды ВВ. Руду, полученную в процессе проходки карманов и колодцев, временно размещают (складируют) в минной выработке, а затем, после заряжания, используют для заполнения (забутовки) свободной части карманов. При проходке карманов и колодцев руду обычно перемещают вручную.

Альтернативой этой схеме стала схема без минных карманов, при которой сосредоточенные заряды ВВ размещают в прямолинейных протяженных минных выработках через 5 – 8 м по длине, без закладки этих выработок рудной мелочью. При применении этой схемы резко снижается объем проходки и рудной очистки выработок, но увеличивается почти в 1,5 раза удельный расход ВВ и усиливается разрушающее действие взрыва на окружающие выработки. Для уменьшения последнего недостатка используют опережающую взрывную забутовку, при которой еще до инициирования основных минных зарядов ВВ взрывают несколько шпуров, пробуренных в кровлю и бока минной выработки вблизи соединения ее с подводящими выработками. В результате минная выработка на этом участке пересыпается отбитой мелкораздробленной рудой и забутовывается. Действие взрыва основных минных зарядов на подводящие выработки снижается при этом во много раз.
Недостатками минной отбойки являются: неровные контуры при обойке; увеличенные (примерно в 1,5 раза против скважинной отбойки) потери и разубоживание руды; нарушение окружающего массива и частичное разрушение ближайших (подводящих) горных выработок.

В перспективе возможен частичный возврат к минной отбойке при разработке мощных месторождений бедных руд. Положительные результаты получены в Кривом Роге при размещении минных зарядов ВВ в восстающих.

Расчет параметров веерно расположенных скважин

Величина зарядов для веерных скважин подсчитывается так же, как и для параллельных. Общая масса зарядов, полученная расчетом для параллельных скважин, распределяется по веерным скважинам пропорционально их длине с коэффициентом заполнения 0,6—0,7. Это будет теоретическая длина заряда скважин. При заряжании веерных скважин в каждой второй или третьей скважине увеличивают длину заряда за счет соседних, доводя коэффи-

Рвс. 67. Схемы отбойки руды: а — горизонтальными слоями; б — вертикальными слоями; 1 — параллельные скважины; 2 — веерные скважины

Циент заполнения в ней до 0,8—0,85. В крайних, отрезных скважинах коэффициент заполнения должен быть 0,85—0,9. Количество веерных скважин устанавливается с таким расчетом, чтобы расстояние между ними «в раструбе» (у периферийных концов) было приблизительно такое же, как между параллельными скважинами.

, (1)

где - напряжение, возникающее при распространении упругой волны в горных породах, Па;

- относительная деформация вдоль определенного направления;

- модуль Юнга, Па.

Относительная деформация вдоль оси может быть представлена в виде:

(2)

Тогда формулы (1) и (2) можно записать как дифференциальное уравнение относительно смещения:

(3)

Амплитуда упругих колебаний или смещение частиц среды от положения определятся экспоненциальной зависимостью вида:

(4)

где - смещение частицы среды в зависимости о координаты , м;

- максимальное смещение или амплитуда колебаний упругой волны, м;

- коэффициент затухания упругой волны, м-1;

- расстояние, проходящее упругой волной вдоль оси, .

Дифференцируя выражение (4) по получим:

. (5)

Если учесть то, что для фиксированных точек и оси , где начало координат совпадает с центром возбуждения упругих волн.

Из формул (3) и (5) получим уравнение, описывающее распространение упругой волны в локальном пространстве

(6)

В этом случае напряжение, возникающее при распространении упругой волны в горных породах можно представить в виде

. (7)

В формуле (7) знак «минус» свидетельствует о том, что возникающее напряжение от точки к точке убывает по экспоненциальной зависимости. Величины, которые стоят перед степенной функцией характеризуют амплитудное значение упругого напряжения , которое можно представить в виде:

. (8)

Как видно из формулы (8) амплитудное значение напряжения зависит от модуля Юнга , амплитуды колебаний упругой волны и коэффициента затухания упругой волны . С учетом формулы (8) формула (7) представляется в виде:

, (9)

где - напряжение в определенной точке вдоль выбранной оси ;

- амплитудное значение напряжения, зависящее от свойства горных пород и характера распространения упругой волны.

Подставляя значение (8) в формулу (9), получим:

. (10)

Если выражение (10) прологарифмировать по основанию, то получим выражение

так как , то

(11)

Из выражения (11) определяем расстояние , проходящее упругой волной:

. (12)

Пусть минимальное расстояние, на которое распространяется упругая волна с напряжением , равным напряжению, развиваемым взрывчатым веществом , заключенным в ограниченном объеме, т.е. имеет место при минимальном расстоянии между зарядами, тогда формулу (12) можно записать в виде:

(13)

где - расстояние, на которое может распространяться упругая волна, возбуждаемая взрывчатым веществом во время взрыва, м;

- разрушающее значение давления, созданного во время взрыва взрывчатым веществом, Па;

- амплитуда упругой волны, м;

- модуль Юнга, который характеризует упругие свойства среды, Па;

- коэффициент затухания упругой волны, м-1.

Минимальное расстояние между двумя шаровыми зарядами (рис.1) будет равно

(14)

где - диаметр заряда ВВ.

Подставляя значение (13) в формулу (14), получим

(15)

Величины, входящие в формулу (15) экспериментально могут быть определены в лабораторных условиях на моделях.

Использование формулы (15) для эффективного ведения взрывных работ позволяет исключить дорогостоящее опытно-промышленное испытание.

Способы расплолжения скважин в отбиваемом слое

Расположение скважин в отбиваемом слое бывает:
• параллельное;
• параллельно-сближенное;
• веерное;
• пучковое.

Наиболее распространено веерное расположение скважин в слое (скважины расходятся веером из одной точки) (рис.9.1.б). В этом случае с одной позиции станка бурится несколько скважин станок переставляют только для бурения скважин в следующем веере. 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 по объёму взрываемого массива. Так как вблизи буровой выработки скважины расположены густо, некоторые из них заряжают не полностью (это вызывает повышенный расход скважин на отбойку), расстояние между концами скважин составляет около полутора л.н.с., по этому качество дробления здесь более низкое (велик выход негабарита).

Пучковое расположение скважин отличается от веерного тем, что из одной буровой камеры, одной позиции станка бурят несколько веерных комплектов в различных плоскостях: первый с уклоном 5 – 8°, второй 10 – 15°, третий 50 – 60° (см. рис.9.2.). Это позволяет с помощью скважин, пробуренных из одной камеры, отбить слой руды толщиной 6 – 8 м; при этом сокращается количество буровых камер.
Пучковое расположение скважин применяют в основном для посадки кровли и разрушения целиков. Взрывают скважины в пучке одновременно или с коротким замедлением по веерам. По отбойке пучками скважин в очистной камере имеются лишь отдельные примеры (Нижне-Тагильский горно металлургический комбинат).

Шпуровая отбойка. Условия применения

Отбойку руды зарядами, расположенными в шпурах, начали применять со времени изобретения пороха.
Шпуры – цилиндрические полости диаметром до 75 мм и длиной до 5 м пробуренных в массиве горных пород. Шпуровые заряды обладают меньшей мощностью, 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. Этим определяется значительная 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.
Выемка руды при шпуровой отбойке бывает слоевой (рис. 9.7. а, б.), потолкоуступной (рис. 9.7. в, г, д.) и подэтажной (рис.9.7.е, высота отбиваемого слоя в подэтаже превышает высоту выработок, из которых бурят шпуры).

Слои, обычно горизонтальные, отрабатывают последовательно снизу вверх или сверху вниз. В слое шпуры располагают горизонтально или вертикально (крутонаклонно).
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. 9.8). 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. 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 отбиваемой руды.

Отбойку в горизонтальном направлении осуществляют в длинных забоях на две обнаженные поверхности (выемка уступом) или в узких забоях с одной обнаженной поверхностью, как при проведении горных выработок (см. рис. 8.2,в).
С точки зрения взрывных работ шпуры целесообразно располагать нормально к основной системе трещин для уменьшения экранирующего действия трещин.

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, имеющих 2 – 3 манипулятора с 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 %.
Преимущества 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.

Достоинство и недостатки веерно расположенных скважин

Преимущества: высокая производительность труда (производительность

рабочего забойной бригады 60-80 т/смену) и безопасность работ (в очистном

пространстве нет людей), низкие потери и разубоживание (от 5 до 25% в зави-

симости от способа выемки межкамерных и межэтажных целиков - обрушени-

ем или после закладки камер).

Недостатки: большой объём нарезных работ (3,5-4,5 пм/1000 т руды - это

составляет 20-30% всех затрат по блоку), двухстадийная выемка запасов блока

(сначала камеры, затем целики), невозможность селективной выемки руды из

камеры.

Основные производственные процессы очистной выемки

Очистные работы представляют собой комплекс взаимосвязанных производственных процессов по выемке руды из очистных забоев.

Очистные работы – главное звено стадии очистной выемки.

На руднике основная часть затрат по добыче полезного ископаемого приходится на основные производственные процессы очистной выемки. Показатели извлечения руды зависят, в большинстве случаев, полностью или почти полностью от очистной выемки.

Если принять денежные затраты на все процессы очистной выемки за 100%, то каждый из них занимает следующую долю:

• отбойка руды – от 20 до 80%. Меньшие значения относятся к разработке слабых руд с искусственным поддержанием очистного пространства, большие к разработке крепких руд с самотечной доставкой руды;

• доставка руды – от 10 до 60%, в том числе

• вторичное дробление от 0 до 25% (к общим затратам на очистную выемку);

• поддержание выработанного пространства – от 0 до 30%, а при дорогостоящих закладочных материалах – до 50% и более.

Каждый из перечисленных процессов может существенно влиять на показатели других процессов. Так, удешевление отбойки может ухудшить дробление руды, а это увеличит объем вторичного дробления, снизит производительность доставки руды. Применение более плотной закладки повысит затраты на нее, но даст возможность осуществлять работы на поверхности закладки с помощью мощных самоходных машин, что удешевит отбойку и доставку руды, и т. п. Поэтому в большинстве случаев принципиальные решения должны приниматься по комплексу взаимосвязанных процессов, т. е. на базе комплексной оптимизации всей технологической схемы очистной выемки.

Технико-экономические показатели панельно-столбовой системы разработки

В 2008 году панельно-столбовой системой разработки осуществлялась выемка руды в 134 очистных камерах, включая 16 камер на обособленном руднике Жомарт. Системой с обрушением налегающих пород отрабатывалось 29 очистных забоев, в том числе с полевой подготовкой - 8 забоев, с выемкой руды непосредственно из открытого выработанного пространства - 12 забоев, с подэтажным обрушением руды отрабатывалось 4 очистных камеры. Всего отработка Жезказганского месторождения производилась в 181 очистном забое и на 3-х отдельных участках, ведущих отработку охранных целиков старых шахтных полей. При этом на месторождении было отработано 622 междукамерных целика, из которых извлечено 1844 тыс. т руды, что составляет около 10% от общего объема добычи руды.

За последние 10 лет на месторождении заметно возрастает доля руды, добытой из запасов, ранее списанных в безвозвратные потери. Так, только за 2008 год возврат потерянной руды, вовлеченной в текущую добычу, составил по рудникам (тыс. т): ВЖР - 361,1, ЮЖР - 261,5, ЗЖР - 415,1, Степному - 111,4.

Общий объем подземной добычи руды, ранее списанной в потери, составил 1149,1 тыс. т, а за время с начала промышленной отработки месторождения - 23440,1 тыс. т.

Объектами повторной разработки являются междукамерные целики, панельные и барьерные целики, запасы руды, оставленные в кровле и почве камер, а также в отбитой не выданной руде и в недоработанных кромках рудных залежей. Всего с начала эксплуатации месторождения при его повторной отработке добыто 338158 т меди, 19097 т свинца и 4227 т цинка.

Классификация способов доставки руды

Таблица 2.2 Классификация способов досавки

Способы доставки

Особенности

1.Самотечная доставка

1.1.Выпуск руды

1.2.Перепуск руды

2.Механизированная доставка

2.1. Скреперная доставка

2.2.Доставка самоходным

оборудованием

2.3. Доставка питателями и

конвейерами

3. Прочие способы доставки

3.1. Взрыводоставка

3.2.Гидравлическая доставка

Руда перемещается под действием собственного веса

По очистному пространству и далее через выпускные выработки

По рудоспускам или рудоспускным восстающим, а также по рештакам и желобам и настилам

Руда перемещается с помощью механизмов:

Скреперных лебедок

Самоходных машин

Стационарных установок непрерывного действия

Руда отбрасывается по очистному пространству к выпускным выработкам с помощью взрыва

Руда смывается водой

Определение место заложения основной вскрывающей выработки графо-аналитическим методом профессора П. К. Соболевского

Вскрытие вертикальным шахтным стволом. Достоинство и недостатки

Из простых способов вскрытия наиболее распространенным вариантом для крутых и мощных угольных месторождений является вскрытие вертикальным шахтным стволом, расположенным в лежачем боку месторождения за зоной сдвижения горных пород. При такой схеме вскрытия не требуется оставления охранного целика. Единственным недостатком является увеличение длины квершлагов с понижением уровня горных работ.

Вскрытие вертикальным шахтным стволом, расположенным в висячем боку месторождения, осуществляется лишь в тех случаях, когда по условиям рельефа или застроенности поверхности нельзя ствол расположить в лежачем боку или когда породы лежачего бока сильно обводнены или неустойчивы.

Вскрытие вертикальным шахтным стволом, пройденным по месторождению, встречается крайне редко из-за необходимости оставления значительных запасов полезного ископаемого в целиках.

Вскрытие вертикальным шахтным стволом, пересекающим месторождение, осуществляют при разработке маломощных большого простирания пологих залежей бедных руд. Необходимость оставления полезного ископаемого в охранном целике для предохранения ствола от разрушения не является препятствием для применения такой схемы вскрытия по двум причинам: во-первых, запасы в охранном целике незначительны по сравнению с общими запасами, а во-вторых, сокращается длина квершлагов.

Вскрытие наклонным шахтным стволом, расположенным в лежачем боку месторождения за зоной сдвижения пород, применяют для наклонных и пологих рудных залежей и мощных угольных пластов. Достоинством такой схемы вскрытия является незначительная длина квершлагов по сравнению со вскрытием вертикальным стволом.

Следует отметить, что схема вскрытия наклонными шахтными стволами, расположенными в лежачем боку, применяется и при разработке мощных крутых месторождений. Основное достоинство этой схемы вскрытия заключается в возможности использования высокопроизводительного конвейерного транспорта. Практика работы рудника им. С. М. Кирова (Кривбасс) показала, что через один такой ствол можно выдавать на поверхность до 12 - 15 млн. т и более руды в год. Основной недостаток такого варианта вскрытия - большая длина наклонных стволов.

Вскрытие месторождения штольней применяется при гористом рельефе местности. Штольни можно располагать как в лежачем, так и в висячем боку залежи. Большое внимание следует уделять месту заложения штольни. Так, устье штольни должно располагаться выше уровня воды в горной долине с учетом возможного разлива рек. Наземные сооружения штольни не должны подвергаться оползням и лавинам. Основными преимуществами вскрытия месторождений штольнями являются отсутствие расходов по подъему и водоотливу, высокие скорости проведения вскрывающей выработки, простота комплекса поверхностных сооружений и др.

Габаритный размер кусков руды

Негабарит - кусок отбитой руды или породы, размером превышающим кондиционный размер.

Кондиционный размер куска устанавливается при проектировании рудника, исходя из свободной (без застревания) проходимости рудной массы по всей технологической цепочке добычи.

Кондиционный размер зависит от поперечных размеров выпускных выработок, типов оборудования, применяющегося на доставке, транспорте и подъеме, наличием или отсутствием дробильных установок и потому выбираются в совокупности со всеми параметрами технологии.

Габаритный размер куска может изменяться в широких пределах и составляет от 200 до 1500 мм. Если ствол оборудован скипом, то по нему перемещаются куски до 500 мм. Куски большего диаметра подлежат дроблению на подземных дробилках, установленных около ствола.

Показатели шпуровой отбойки

ШПУРОВАЯ ОТБОЙКА

Отбойку руды зарядами, расположенными в шпурах, начали применять со времени изобретения пороха.

Шпуры – цилиндрические полости диаметром до 75 мм и длиной до 5 м пробуренных в массиве горных пород. Шпуровые заряды обладают меньшей мощностью, 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. Этим определяется значительная 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.

Выемка руды при шпуровой отбойке бывает слоевой (рис. 9.7. а, б.), потолкоуступной (рис. 9.7. в, г, д.) и подэтажной (рис.9.7.е, высота отбиваемого слоя в подэтаже превышает высоту выработок, из которых бурят шпуры).

Слои, обычно горизонтальные, отрабатывают последовательно снизу вверх или сверху вниз. В слое шпуры располагают горизонтально или вертикально (крутонаклонно).

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. 9.8). 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. 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 отбиваемой руды.

С точки зрения взрывных работ шпуры целесообразно располагать нормально к основной системе трещин для уменьшения экранирующего действия трещин.

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, имеющих 2 – 3 манипулятора с 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 %.

Преимущества 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.

Системы разработки с магазинированием и отбойкой руды глибокими скважинами

Вариант таких систем, применяемый при отработке крутых тонких и средней мощности рудных тел. Откаточный штрек в крепких рудах проводят без крепи, придавая кровле форму свода. Вентиляционным служит откаточный штрек вышележащего этажа. Через каждые 40—80 м по простиранию проводят блоковые восстающие на два отделения с длинных блоках в их центре размещают дополнительный восстающий для облегчения доставки в забой материалов и оборудования и улучшения проветривания . В этом случае фланговые восстающие имеют меньшую площадь поперечного сечения.

Из откаточного штрека проводят рудоспуски на высоту 4— б м. Расстояние между рудоспусками не превышает 5—б м. Начальная стадия очистной выемки включает подсечку камеры на всю длину и образование воронок. Для этого проводят подсечной штрек и расширяют верхнюю часть рудоспусков в воронки. В нижней части рудоспусков устанавливают люки. Очистной забой имеет потолкоуступную форму и обуривается‚ горизонтальными или (чаще) восходящими шпурами с поверхности отбитой руды. Одновременно разбуривают негабариты на поверхности отбитой руды. Цикл очистной выемки включает бурение шпуров, их взрывание, проветривание забоя, частичный выпуск руды, оборку кровли. Основной выпуск всей замагазинированной руды начинают по достижении границы потолочины. Целики под вентиляционным штреком извлекают после окончания закладки блока, так как верхний штрек на время закладочных работ необходимо сохранить. При уступной форме после взрывания уступов поверхность отбитой руды получается неровной. Поэтому трудно организовать выпуск отбитой руды так, чтобы выдержать необходимую высоту рабочего пространства под уступами. В одних местах высота рабочего пространства оказывается недостаточной, а в других она велика, что вынуждает сооружать полки для бурильщиков. Все это требует значительных затрат труда на разравнивание поверхности отбитой руды. Условия применения. Системы разработки отбойкой из магазина применяют при мощности залежи от 0,6 до 4—5 м. Руды и вмещающие породы должны быть достаточно устойчивыми. Хотя отбитая руда в некоторой степени препятствует отслаиванию вмещающих пород в период очистной выемки.

Системы отбойки руды глибокими скважинами

Системы этой группы имеют небольшое распространение и применяются только в мощных месторождениях. Наиболее распространенным вариантом этой группы является система с послойной отбойкой руды горизонтальными или слабонаклонными скважинами. По способу подготовки, нарезки и очистной выемки этот вариант сходен с этажно-камерной системой с отбойкой руды горизонтальными слоями. Отличие заключается в том, что при первой руду из камеры перед взрывом выпускают почти полностью, а при второй магазинируют, выпуская только излишки — 30-40 %. Переход от одной системы к другой не вызывает затруднений.
Применение этой системы целесообразно, когда в результате сильных взрывов при отбойке слоя нарушаются целики или происходит отслаивание вмещающих пород. Заполнение выработанного пространства отбитой рудой частично предотвращает эти явления.
Отбойку и доставку руды ведут так же, как при этажно-камерных системах. Отбойка слоя несколькими веерами скважин (см. рис. 78) позволяет увеличить толщину слоя и уменьшить объем буровых выработок. Иногда буровые камеры устраивают не в междукамерном целике, а в конце магазина. Станок при этом устанавливается на поверхности отбитой руды.
Показатели систем с магазинированием и отбойкой глубокими скважинами практически не отличаются от показателей этажно-камерных систем.
При замене шпуровой отбойки глубокими скважинами в мощных рудных телах увеличиваются производительность труда забойного рабочего, снижаются расходы по очистной выемке, повышается безопасность труда, так как рабочие не находятся под обнаженной кровлей в камере, уменьшается пылеобразование.
Одним из существенных недостатков этой отбойки при системе с магазинированием, так же как и при других системах, являются повышенные потери и разубоживание руды в тех случаях, когда контакт рудного тела с вмещающими породами неровный, прочный и резко меняется мощность рудного тела.

Сплошная система разработки

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 опорными 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 до 10° (при использовании самоходного оборудования) от 0 до 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 объединения «Казахмыс» (рис. 14.1).
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 под рудным телом проводят выработки транспортного горизонта (обычно для электровозного транспорта).

Для перепуска руды на транспортный горизонт из откаточной выработки к рудному телу проходят рудоспуски.
Размеры панелей по ширине составляют от 150 – 300 м, по длине – до 400 – 600 м. Ширина панельных целиков – 10 – 40 м. 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 нижнему.
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 1*1 м или 1,5*1,5 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.

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 1000т 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 костровой деревянной крепью

Этажно-камерная система разработки

В связи со значительной массой одновременно взрываемых зарядов этажно-камерные системы разработки требуют более устойчивых руд и вмещающих пород.

Отбойку руды в камерах ведут вертикальными слоями по всей высоте или горизонтальными слоями по длине камер . Отбойку вертикальными слоями применяют при крепких и весьма крепких монолитных рудах и породах. Этаж разбивается на регулярно чередующиеся камеры шириной 20—25 м и целики шириной 10—15 м.

На основном горизонте проводят полевые откаточные штреки, которые через каждые 20-30 м сбиваются ортами. Восстающий обслуживает 3—5 блоков. В нишах, пройденных из откаточных ортов, устанавливают вибропитатели. Из ходков или из дучек проходят траншейные штреки. На буровом горизонте располагают буровые орты и вентиляционно-ходовые штреки. Последние сбиваются с участковыми восстающими сбойками.

Отрезной восстающий располагают как по центру камеры, так и на флангах. Подсечка камер (траншейная) и образование отрезной щели аналогичны системам с подэтажной отбойкой. Руду отбивают веерными скважинами, буримых станками пневмоударного бурения. Толщина отбиваемого слоя 3—5 м. Бурение и выпуск руды независимый, поэтому часть руды временно магазинируется в нижней части камеры. Междукамерный и междуэтажный целики разбуривают веерными или пучковыми комплектами скважин во время отработки камеры. Перед массовым обрушением междукамерный целик подсекают, а взрывание целиков ведут в той же последовательности, что и при системах с подэтажной отбойкой. На некоторых рудниках для отбойки применяют параллельные скважины — вертикальные или наклонные в зависимости от угла падения рудного тела. Иногда скважины бурят из нижнего подсечного пространства.

Камерно-столбовая система разработки

Камерно-столбовую систему применяют для разработки пологих и наклонных залежей с устойчивыми кровлей и рудами мощностью от 2 до 30 м, а иногда и более. При этих системах выемочные камеры отделяются одна от другой постоянными или временными (при ценных рудах) целиками. При больших размерах камер внутри них также регулярно оставляют целики цилиндрической или прямоугольной формы. Потери руды в постоянных целиках составляют 15— 25 % , а при отработке месторождений соли и гипса до 50—60 % всех запасов.

Подготовка заключается в проведении откаточного и вентиляционного штреков, сбиваемых друг с другом через каждые 150 м панельными штреками . Из них через каждые 40 м проводят заезды, сбиваемые по мере выемки панели разрезными штреками. В начальной стадии очистной выемки делают отрезную щель. Шпуры бурят длиной 2—4 м и диаметром 42 мм бурят самоходными бурильными установками типа СБУ, позволяющими обуривать забои высотой до 8 м. Заряжают шпуры пневмозарядной машиной ПМЗШ. Рудную массу грузят в самоходные вагоны погрузочными машинами. При высоте камеры более 6 м для погрузки используют подземный экскаватор ЭП- 1 .Кровлю поддерживают ленточными целиками и внутрикамерными целиками. В кровле камер через 1—2 м устанавливают железобетонные анкеры длиной 1,5—2,5 м. Заряжание шпуров, оборку забоя и кровли, установку анкерной крепи ведут с помощью самоходных полков. Зачистки почвы применяется бульдозер.

Системы разработки подэтажных штреков

Система разработки с отбойкой из подэтажных штреков с последующим обрушением целиков.Условия применения. При мощности залежи:- 10-20м – углы падения – 50 град. и болееболее 20м – любые углы падения.Руда должна быть средней ценности, руда и вмещающие породы должны быть устойчивыми.Подготовительные работы заключаются в проведении полевого доставочного штрека 1, заезда 2 на границе блока, блокового восстающего 3, соединяющего доставочный штрек 1 с вентиляционным штреком 4 рис. 17. Кроме того, в состав подготовки включают проходку автосъездов 18, которые соединяют доставочные горизонты. Автосъезд обслуживает, как правило, несколько блоков, или участок залежи длиной 250 – 300м.К подготовительным работам также относят проведение через каждые 150-200м участковых рудоспусков 10 – 1 рудоспуск на 2-3 блока. На каждом доставочном горизонте в районе рудоспусков проходятся разгрузочные камеры 11 и рудоскаты 12. Участковый рудоспуск выходит на нижерасположенный откаточный горизонт, на котором может быть организована электровозная откатка или транспорт с помощью автосамосвалов.Нарезные работы. Заключаются в проведении на каждом буровом подэтаже полевых штреков 5. Эти выработки проходятся из автосъездов 18. В висячем боку рудного тела проходятся буровые рудные штреки 6, соединяемые с полевыми штреками заездами 7. На доставочном горизонте проходится траншейный штрек 8, который соединяется с доставочным штреком через каждые 15-20м погрузочными заездами 9.К нарезным работам также относят проведение на границе камеры отрезного восстающего 13.Очистная выемка. Все запасы блока отрабатываются в 2 стадии. В первой стадии отрабатываются запасы камеры, а затем, во второй стадии, одним взрывом отбиваются остальные запасы блока междукамерные целики и потолочина.1 стадия отработки блока. Очистная выемка камеры начинается с создания траншейной подсечки с помощью взрывания веерных скважин, пробуренных из траншейного штрека. Для создания отрезной щели восстающий13 расширяется на всю ширину и высоту камеры. Отбойка основных запасов камеры производится на отрезную щель из буровых подэтажей веерами скважин диаметром 85, 102 – 105мм. За один взрыв в подэтаже взрывают 1- 2 веера. Если позволяют условия вентиляции и сейсмоустойчивость выработок, то за один взрыв могут отбиваться вееры скважин во всех подэтажах.Для обеспечения безопасности забойных рабочих производится опережающая отработка верхних подэтажей по отношению к нижним этажам. Бурение скважин осуществляется самоходными буровыми установками, заряжание – с помощью самоходных зарядчиков.2 стадия отработки блока. Во вторую стадию отрабатываются запасы междукамерных целиков 15 и потолочины 16. Для этого из существующих в целиках выработок производится обуривание массива скважинами и массовым взрывом погашаются все запасы целиков. Одновременно с производством массового взрыва обрушаются налегающие боковые породы. Выпуск руды производится из всех погрузочных заездов до того момента, пока в одной из доз выпуска разубоживание руды не превысит предельно допустимую величину .Следует иметь в виду, что при отбойке целиков массовым взрывом качество дробления руды обычно низкое, что ведет к повышению выхода негабарита и необходимости вторичного дробления и в результате – к снижению производительности блока на доставке. Доставка руды. Отбитая руда под действием силы веса падает в траншею 14. На доставочном горизонте доставка руды производится с помощью погрузочно-доставочных машин. Погрузка руды из траншей производится в заездах 9 и по доставочному штреку 1 она доставляется к разгрузочной камере 11 и через участковый рудоспуск 10 поступает на концентрационный откаточный горизонт.Управление горным давлением осуществляется с помощью междукамерных целиков 15 и.Проветривание. При отработке камеры рабочими местами являются: погрузочные заезды, траншейный штрек и буровые штреки. Погрузочные заезды могут проветриваться за счет диффузии свежего воздуха, поскольку максимальное расстояние от водителя до свежей струи не превышает 10м из условий габаритов погрузочного оборудования и ширины доставочной выработки. Проветривание траншейного штрека осуществляется свежим воздухом, поступающим из доставочного штрека через заезды 2,9. Для проветривания буровых штреков свежий воздух из доставочного штрека 1 через заезды 2 поступает в блоковые восстающие 3 и далее в буровые штреки 6. Отработанный воздух через очистное пространство камеры поступает в вентиляционный восстающий 17.Технико-экономические показатели различаются на разных стадиях отработки блока:При отработке камерных запасов производительность забойного рабочего достигает 100 тонн в смену и более. Потери до 5% – в основном в траншее между заездами, разубоживание – тоже до 5 % – из-за неточности отбойки. Качество дробления – хорошее.При отработке целиков производительность забойного рабочего несколько ниже – до 70 тонн в смену. Потери и разубоживание возрастают из-за выпуска руды под обрушенными породами и их величина достигает 25%.В целом по блоку показатели зависят от соотношения запасов камер и целиков и составляют в среднем: производительность забойного рабочего достигает 80-90 т в смену. Потери и разубоживание до 15% .Направления дальнейшего развития системы. Увеличение удельного веса камерных запасов, увеличение высоты этажа, внедрение более производительных средств бурения и доставки.

Системы разработки подэтажных ортов

Горно-подготовительные работы заключаются в проходке доставочных ортов, подэтажных штреков, вентиляционных штреков и восстающих; нарезные работы - в проходке погрузочных заездов, отрезного восстающего и подэтажных буровых ортов.

Выемку запасов камеры ведут в одну стадию, без разделения участка месторождения на камеры и целики.

Очистные работы начинают с образования отрезной щели путем взрывания глубоких скважин на отрезной восстающий. Всю отбитую руду, при отбойке отрезной щели, выпускают и приступают к отбойке руды на подэтажах. Обработку ведут с опережением вышележащих нижележащими подэтажами. Опережение отбойки нижележащего подэтажа, по отношению к вышележащему, производят следующим образом: сначала отбивают руду вертикальной прирезкой только на нижнем, затем одновременно на двух нижних, после - на трех подэтажах; в результате образуется сплошной столб отбитой руды, связанный с рудовыпускной дучкой в основании камеры. После каждого очередного взрывания, выпуск отбитой руды производят из закладной. Закладку подают таким образом, чтобы она располагалась, по отношению к целиковым частям подэтажей, под углом естественного откоса.

Дальнейшую выемку запасов руды в камере, также производят прирезками одинаковой ширины, с отбойкой руды на наклонные слои породной закладки.

Пример исполнения. Разработанной технологией, с отбойкой руды из подэтажных ортов на породную закладку, была отработана камера. Камера представлена крутопадающим телом мощностью до 40 м. Вмещающие породы средней устойчивости, образуют структурные блоки с коэффициентом ослабления пород 0,4-0,62. Параметры камеры: ширина 40 м; высота 65 м; длина 16 м.

Отбойку руды в камере вели на отрезную щель, расположенную у висячего бока, взрыванием веерных скважин из подэтажных ортов через каждые 2,5-3 м. С каждого подэтажного орта пробуривали веер скважин на вышележащий и нижележащий подэтажи, на глубину, равную половине целиковой части подэтажа - 10-11 м. Отработку вели с опережением на длину 6-7 м, равную шагу выпуска руды из камеры. После отбойки вертикальных прирезок на подэтажах и создания сплошного столба отбитой руды по высоте камеры приступали к выпуску руды под дробленными закладочными породами. Производили породную закладку при соотношении мелкой 0-0,075 м и крупной 0,2-0,5 м фракций. После заполнения каждого очередного столба выпущенной руды, благодаря принятой схеме опережения отработки подэтажей, поверхность массива из закладки свободно располагалась под углом 52-55°к плоскости целиковых частей подэтажей.

Дальнейшую отбойку руды на подэтажах вели на поверхность массива из породной закладки шестиметровыми прирезками. Для предотвращения попадания закладки в отбитую руду при отработке смежных камер, контуры камер, по линии простирания месторождения, формировали под углом 60-65°.

Потери руды при отработке камеры составили 5-7%, разубоживание руды 18-20%.

Технология с отбойкой руды из подэтажных ортов на наклонные слои породной закладки позволяет использовать действие взрыва для упрочения закладки и обеспечивает работу закладочного массива в режиме объемного сжатия.

Системы разработки с доставкой руды силой взрыва

Отличительной особенностью систем со взрыводоставкой руды является процесс доставки руды по выработанному пространству до рудоприемных выработок силой взрыва. Эта система разработки позволяет: а) повысить безопасность ведения очистных работ; б) уменьшить количество подэтажей и реже перемещать оборудование с подэтажа на подэтаж; в) широко использовать высокопроизводительное самоходное оборудование; г) обеспечить широкий фронт очистных работ и более эффективно использовать погрузочно-доставочные средства; д) снизить удельный объем подготовительно-нарезных работ и уменьшить подготовку по пустым породам; е) повысить производительность труда.

Варианты системы разработки, при которых используется взрывная доставка руды, можно разделить на две группы: а) системы, когда транспортирующее действие взрыва используется в качестве вспомогательного средства доставки руды, они применяются при отработке пологих и наклонных ( до 30°) рудных залежей сравнительно небольшой мощности; б) системы, при которых взрывная доставка является основным средством транспортировки руды до горизонта погрузки. Применяются при выемке наклонных рудных залежей мощностью от 5 до 40 м при углах падения 25-55°. В зависимости от расположения горизонта выпуска (доставки, вторичного дробления) по отношению к горизонту откатки днища блоков бывают "высокие" и "низкие". При "высоких" днищах обязательным условием является наличие между горизонтами выпуска и откатки аккумулирующих емкостей для отбитой руды в виде рудоспусков С рудники п.о."Ачполиметалл", Саливан, Сноу Лейк). При " низких" днищах горизонт выпуска руды обычно располагается на уровне кровли или почвы откаточной выработки и руда грузится не осред-ственно в транспортные средства ( рудники " Седмочисленцы", Гороблагодатские, "Кличка", Лениногорского, п. о. "Ачполиметалл"). Емкость рудоприемных выработок должна соответствовать одновременно отбиваемому объему руды. При мощности залежей до 15-20 м целесообразно однорядное расположение рудоприемных и выпускных выра

Этажно-камерная система разработки с отбойкой руды вертикальними слоями

Этажно-камерная система разработки с отбойкой руды вертикальними слоямиВ связи со значительной массой одновременно взрываемых зарядов этажно-камерные системы разработки требуют более устойчивых руд и вмещающих пород. Отбойку руды в камерах ведут вертикальными слоями по всей высоте или горизонтальными слоями по длине камер . Отбойку вертикальными слоями применяют при крепких и весьма крепких монолитных рудах и породах. Этаж разбивается на регулярно чередующиеся камеры шириной 20—25 м и целики шириной 10—15 м.На основном горизонте проводят полевые откаточные штреки, которые через каждые 20-30 м сбиваются ортами. Восстающий обслуживает 3—5 блоков. В нишах, пройденных из откаточных ортов, устанавливают вибропитатели. Из ходков или из дучек проходят траншейные штреки. На буровом горизонте располагают буровые орты и вентиляционно-ходовые штреки. Последние сбиваются с участковыми восстающими сбойками. Отрезной восстающий располагают как по центру камеры, так и на флангах. Подсечка камер (траншейная) и образование отрезной щели аналогичны системам с подэтажной отбойкой. Руду отбивают веерными скважинами, буримых станками пневмоударного бурения. Толщина отбиваемого слоя 3—5 м. Бурение и выпуск руды независимый, поэтому часть руды временно магазинируется в нижней части камеры. Междукамерный и междуэтажный целики разбуривают веерными или пучковыми комплектами скважин во время отработки камеры. Перед массовым обрушением междукамерный целик подсекают, а взрывание целиков ведут в той же последовательности, что и при системах с подэтажной отбойкой. На некоторых рудниках для отбойки применяют параллельные скважины — вертикальные или наклонные в зависимости от угла падения рудного тела. Иногда скважины бурят из нижнего подсечного пространства.

Системы разработки с магазинированием руды блоками

Как известно при системе с магазинированием руды весь технологический процесс добычи руды в блоке включает в себя только две операции: отбойку и выпуск руды.

В практике рудников, разрабатывающих жильные месторождения, при всех системах разработки основной наиболее трудоемкой операцией является отбойка руды. Но при использовании системы с магазинированием руды во многих случаях основной процесс по затратам труда - выпуск руды.

Выпуск руды при системе с магазинированием - один из самых трудоемких процессов, на который приходится до 30-60% общих затрат труда на очистную выемку.Выпуск руды из магазинов производится по мере отработки блоков-частичный выпуск, и после отбойки руды в пределах всего блока - основной выпуск.Частичный выпуск - это процесс, который обеспечивает эффективность данной системы разработки. После отбойки очередного участка блока следует выпустить такой объем, чтобы обеспечить высоту рабочего пространства в блоке в пределах 1,8-2,0 м.Недостаточное знание процесса частичного выпуска приводит к тому, что в действующем забое величина очистного пространства или меньше необходимой, или больше. Соответственно, в первом случае создаются крайне сложные условия для работы бурильщиков. В последнем случае возникает необходимость сооружения полков, которые послевзрывания разрушаются и препятствуют нормальному истечению руды, что часто приводит к зависаниям, а это, в свою очередь, приводит к увеличению величин потерь и разубоживания руды.

Системы разработки с магазинированием и отбойкой руды глубокими скважинами

Системы отбойки руды глибокими скважинами

Системы разработки с горизонтальними слоями с закладкой

Выемочная единица при применении этой системы разработки – очистной 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 помостом для людей и оборудования, работающих в забое. Выемку руды в слое ведут заходками шириной 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 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. 14.12 а.б.).

Рудоспуски, некоторые восстающие стремятся выкладывать в закладке 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. Так поступают, как правило, при использовании сухой закладки, слой которой наращивают постепенно вслед за уходкой забоя. В этом случае шпуры бурят ручными перфораторами с пневмоподдержек, устанавливаемых на временных помостах.

Отбитую руду доставляют к рудоспускам погрузо-доставочными или погрузочно-транспортными машинами. Последние более предпочтительны в узких забоях, где машинам трудно маневрировать при разгрузке у рудоспуска. Погрузочно-транспортные машины 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 закладки 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. Выемочная единица при применении этой системы разработки – очистной 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 помостом для людей и оборудования, работающих в забое. Выемку руды в слое ведут заходками шириной 6 – 12 м, всплошную без целиков или по схеме камера – целик (т.е. сначала выемка в камерах, а затем в целиках между заложенными камерами).

Система разработки с камерной выемкой и закладкой

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 при помощи погрузо-доставочных машин доставляют до рудоспуска. Целики обычно извлекают на второй стадии отработки блока.

Камерную систему (ее называют также этажно-камерной с подэтажной отбойкой) применяют на рудниках цветной металлургии (Тырныаузский, Алтын-Топканский, Лениногорский, Зыряновский, Зангезурский комбинаты) и железорудных рудниках в Кривбассе, на Урале, на шахте им. Губкина в КМА (рис. 14.3.а.б.).
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 (вариант с закладкой камер относится к III класу).

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 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 – нескольких 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, Абаканском руднике успешно доставляют руду до рудоспуска автосамосвалами, загружаемыми вибропитателями. На некоторых рудниках цветной металлургии (например, на Гайском) руду доставляют до рудоспуска ковшовыми погрузо-доставочными машинами.

Один из перспективных вариантов камерной системы применяется на рудниках ОАО «Норильский никель». Здесь в основании камер делают плоское днище. Руду отбивают непосредственно на почву камеры. В очистное пространство доступ людей запрещен, погрузку и доставку отбитой руды осуществляют ковшовой погрузо-доставочной машиной с дистанционным управлением. Оператор управляет ею из безопасного места. Подготовка камеры к очистной выемке резко упрощается и затраты на нее снижаются.

Отработка целиков осуществляется, если допустимо обрушение поверхности. Целики обрушают массовым взрывом 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.

При разработке ценных руд целики отрабатывают при заложенных камерах. Если закладка камер сухая (сыпучая) или гидравлическая, то целики извлекают подэтажным обрушением (II класс систем разработки) или системой слоевого обрушения сверху вниз (III класс). 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.

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 либо только погрузочные машины (погрузка в транспорт), либо комплексы погрузочных и саморазгружающихся доставочных машин, либо, комбинированное погрузочно-доставочное оборудование.
Доставка руды вибропитателями. 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.

Питатели применяют при взрывной отбойке руды для следующих целей:
• для донного выпуска руды в вагон, автосамосвал, рудоспуск, на конвейер или в скреперный штрек;
• для торцевого выпуска руды на конвейер;
• вместо люка для погрузки руды из рудоспусков в вагон.

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 150 т, сменная изменяется от 300 до 2500 т (рудник Шерегеш, ОАО “Евразруда”).
Под действием вибрации насыпные материалы приобретают свойство текучести, так как в них уменьшается внутреннее сопротивление. Колебания лотка бывают направленные, подбрасывающие материал в направлении перемещения, и ненаправленные.

При донном выпуске вибропитатели работают непосредственно под выпускной выработкой (рис. 9.21.)
Один питатель устанавливают на одну или две выпускные выработки (рис. 9.21.); в первом случае питатель работает под завалом, во втором руда на питатель поступает с боков.
Погрузка питателями из очистного пространства в длинные рудоспуски и в автосамосвалы впервые применена на Тырныаузском руднике.

Широко используют виброкомплексы. Комплексы, состоящие из оборудования непрерывного действия – вибропитателей и виброконвейеров, применяют на некоторых рудниках цветной металлургии Казахстана (Зыряновский ГОК) и России (Хрустальненский ГОК). 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-демонтажных работ и большого расхода металла комплекс вибропитатель – виброконвейер выгодно применять, если запасы руды, приходящиеся на него, превышают 35 – 40 тыс. т.

На многих рудниках также применяется конвейерная доставка. Широкое распространение конвейерная доставка получила первоначально в СССР на калийных рудниках (рис.9.9) за счет вытеснения самоходных вагонов (рис.9.22.). В США на калийных рудниках применяют передвижные телескопические конвейеры, доставляющие руду от комбайна до магистрального конвейера. Достоинства: высокая производительность; независимость производительности от расстояния доставки, что дает возможность сократить число рудоспусков и пунктов перегрузки; относительно небольшое (4 – 6 м2) сечение конвейерных выработок; непрерывная работа; благоприятные условия для автоматизации работ. Однако, конвейеры нуждаются в дополнительных машинах или устройствах для загрузки; конвейеры надежно работают лишь при малой и средней крепости руды; требуются повышенные монтажные расходы; конвейер загромождает выработку, что затрудняет механизацию вспомогательных работ.
В зависимости от способа разработки и различных условий на месторождениях применяют несколько типов конвейеров. При взрывной отбойке конвейеры применяют главным образом вибрационные, реже скребковые и ленточные, внедряются ленточно-тележные конвейеры.

Вибрационные конвейеры загружаются вибропитателями – одним питателем с торца при торцевом выпуске или несколькими с боков при донном выпуске – и доставляют руду в рудоспуск.
Скребковые конвейеры могут работать под завалом. Используют их преимущественно при малой и средней крепости руды для доставки к рудоспуску непосредственно из – под выпускных отверстий, а также для перемещения по аккумулирующим выработкам. При большой длине аккумулирующей выработки (от 50 м и более) устанавливают последовательно 2 – 3 конвейера. Скребковыми конвейерами доставляют руду также по очистному пространству вдоль забоя в маломощных пологих залежах.
Ленточные конвейеры загружаются вибропитателями. Конвейеры обычного типа удовлетворительно (т. е. без интенсивного износа) работают при крупности руды не более 200 мм. Поэтому ими доставляют лишь сравнительно мягкие руды, отбитые механическим способом, а при крепкой руде используют только с предварительным дроблением руды до 100 – 200 мм.
На доставке руды ленточные конвейеры обычного типа применяют, главным образом, в аккумулирующих выработках при крупности руды до 200 – 300 мм. Для доставки крупнокусковой руды и ее транспортирования создан (кафедрой транспортных машин Московского горного института и институтом Гипроникель) ленточно-тележный конвейер (рис. 9.23.). Тяговым органом служит сама лента, а опорами-тележки,которые перемещаются по рельсам и соединены между собой бесконечной цепью, фиксирующей их взаимное расположение. Такой конвейер с лентой шириной 1200 мм испытан в подземных условиях на руднике комбината «Апатит» при доставке руды с коэффициентом крепости 6 – 8 (кондиционный размер кусков 1000 – 1200 мм). Загружали конвейер в одном из нескольких имеющихся пунктов двумя вибропитателями с двух противоположных сторон.
Скребковые и обычной конструкции ленточные конвейеры наиболее эффективно используются при механической отбойке руды. Скребковые конвейеры применяют также в аккумулирующих выработках и в маломощных пологих залежах. Конвейеры вибрационные целесообразно применять в комплексе с вибропитателями в условиях, благоприятных для применения этих питателей.

Широкое распространение получили на рудниках цветной металлургии комплексы из самоходных погрузочных и доставочных машин. Например, на рудниках Жезказганского и Ачисайского комбинатов в Казахстане применяют комплексы экскаватор – автосамосвал, погрузочная машина с нагребающими лапами типа ПНБ – автосамосвал. На Тырныаузском вольфрамо – молибденовом комбинате успешно используют комплекс вибропитатель – автосамосвал. Производительность этих комплексов в зависимости от длины доставки достигает до 800 – 1200 т/смену. На рудниках Жезказганского 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 высотой не менее 5 м при погрузке экскаваторами и ковшовыми погрузчиками. Длина доставки автосамосвалами – 400 – 1000м.

К погрузо-доставочному оборудованию относят скреперные установки, самоходные погрузо-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. 9.24.).
Длительному применению скреперной доставки способствовали совмещение ее с погрузкой, простота устройства, расположение скреперной лебедки на значительном расстоянии от мест взрывных работ, меньшие затраты на перенос и монтаж по сравнению с конвейером.

При использовании трехбарабанной лебедки перемещают наполненный скрепер с помощью одного головного каната по первой выработке, а с помощью другого — по второй.
Наиболее универсальные виды самоходного оборудования для доставки руды – погрузо–доставочные (ПД) и погрузочно-транспортные (ПТ) машины. 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 нередко имеют уклон до 10 – 12°.

Производительность ПДМ и ПТМ снижается при увеличении длины доставки (рис. 9.26.). 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 ПТМ при одинаковой грузоподъемности с ПДМ 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 ПДМ. Область применения погрузо–доставочные машин 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.

В производственном процессе доставки можно выделить несколько рабочих процессов. Первоначально происходит загрузка ковша (рис.9.27.). При загрузке машина опущенным ковшом зачерпывает руду из навала на уровне почвы выработки. Затем ковш приподнимается, и машина перемещает рудную массу к месту погрузки в транспортное средство (рис.9.28, рис. 9.29.) или разгрузки в рудоспуск (рис.9.30.).
На ряде рудников на доставке используют только ковшовые погрузо-доставочные машины. Иногда необходимо применение автосамосвалов на доставке, что обусловлено увеличением её длины; это ведёт к снижению себестоимости данного производственного процесса.

Машины типа ПТ применяют в стесненных забоях (типа проходческих) при шпуровой отбойке руды. Использование погрузо-доставочных и погрузо-транспортных машин, в которых один оператор, выгоднее комплексов из погрузочных и доставочных машин при оптимальных длинах доставки.
Ширину выработок для движения самоходных машин принимают на 1 м шире самой машины (рис.8.3), 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.

В соответствии с правилами безопасности запрещено движение самоходных машин со скоростью более 20 км/ч, исключая некоторые главные транспортные выработки.

Система разработки слоевого обрушения

Системы этого класса характеризуются тем. что сразу после отбойки руды очистное пространство заполняется обрушенными породами с кровли и бортов. Необрушенным остается лишь закрепленное рабочее пространство у забоя. Условие применения систем - неустойчивые породы.Слоевое обрушение применимо при неустойчивых породах и при произвольном контуре рудного тела, обычно используется на богатых рудных залежах. Высота этажа 40-60 м, длина блока 50 м. Выемка руды в блоке ведётся сверху вниз слоями 3-4 м высоты под настилом, уложенным заранее на почву первого отработанного слоя и затем подхваченного стойками и рамами на следующем слое. Возможна выемка и без разделяющего перекрытия, когда бурение вертикальных шпуров производится как бы с подэтажных выработок, высота слоя тогда 5-10 м. доставка отбитой руды к рудоспуску осуществляется погрузочно-доставочной техникой. Производительность рабочего забойной бригады 3-8 м /смену, потери 2-5%? разубоживание 3-8%.Недостатки: большой объём ручного труда на сооружении гибкого перекрытия. низкая производительность, большой объём крепления 0.08-0.15 м3/м\ отсюда и высокая себестоимость добычи руды.

Система разработки подэтажного обрушения

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 по условиям устойчивости руды или невыгодно этажное обрушение. 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 систем – подэтажное обрушение с донным выпуском и торцевым выпуском руды.
Подэтажное обрушение с донным выпуском широко распространено в Кривбассе при отработке мягких и средней крепости руд, 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.

При подготовке этаж разбивают на подэтажи высотой от 10 – 15м в нарушенных неустойчивых рудах до 30 – 40м 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 НКР-100М. Бурение осуществляют из буровых штреков, проведенных над воронками. Руду доставляют скреперными установками. Расстояние между выпускными отверстиями равно 5 м.

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. 14.6.а.б.). В России успешно применяется на ряде рудников.

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.

Высота этажа равна 60 – 120м, высота подэтажа – 9 – 17 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.

Очистную выемку начинают с проведения подэтажных погрузочных ортов перпендикулярно подэтажным штрекам. Часть подэтажа, отрабатываемая одним ортом, называется 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 на разных подэтажах действует несколько забоев, в которых одновременно и параллельно выполняют различные производственные процессы. Это позволяет наиболее полно использовать 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 погрузочно-доставочные машины или комплексы ковшовых погрузчиков и автосамосвалов (если длина доставки значительная)

Камерно-столбовая система разработки

Этажно-камерная система разработки

Этажно-камерные системы разработки применяют при крутом падении месторождений мощностью 8—20 м с устойчивыми невысокой ценности рудами и устойчивыми вмещающими породами. Требование устойчивости к рудам и вмещающим породам вызвано значительной площадью обнажения потолочины, предназначенной для предотвращения прорыва пустых пород в камеру.

Этаж разбивают на блоки, включающие камеру, междукамерный целик, потолочину и днище. Камеры располагают длинной стороной по простиранию, а при разработке мощных месторождений— вкрест простирания. Очистные работы ведут в две стадии: в первую стадию вынимают камерные запасы, во вторую — потолочину и рудные целики.

В зависимости от крепости руды и вмещающих пород длину камер по простиранию принимают 30—40 м, междукамерных целиков — 12—16 м. Для большей устойчивости блока днище камеры и потолочины оставляют наклонным.

Подготовку блока начинают проведением откаточного штрека, Из которого на уровне кровли через 10— 12 м проводят орты скреперования 2, Соединяемые между собой вентиляционной сбойкой 3. Из ортов 4, Расположенных по оси междукамерных целиков, в породах лежачего бока проходят ходовые, вентиляционные и материальные восстающие. Такое расположение восстающих дает возможность повысить устойчивость междукамерных целиков. Отрезную щель 7 образуют в центре камеры с помощью глубоких скважин, отбиваемых на отрезной восстающий 6,Пройденный у висячего бока. Руду отбивают на отрезную щель глубокими скважинами, пробуренными с буровых штреков 5. Линию наименьшего сопротивления принимают 2—5 м, ее размеры зависят от крепости руды, диаметра скважин и характеристики ВВ. Потолочину отбивают с помощью глубоких скважин после отработки камерных запасов. Междукамерный целик отрабатывают другой системой, обычно вариантом подэтажного обрушения с отбойкой вертикальных слоев глубокими скважинами. Отбитую руду по ортам скреперования доставляют до откаточного штрека.

При этажно-камерной системе разработки увеличивается производительность труда рабочего, создается значительный запас отбитой руды, что весьма важно для ритмичной работы блока, и обеспечивается хорошая разведка контуров залежи.

Этажно-камерная система разработки с отбойкой руды глубокими скважинами большого диаметра (100—ПО мм) позволила повысить интенсивность разработки и увеличить производительность труда рабочих. Однако дальнейшего роста технико-экономических показателей не было, что объясняется следующими причинами: применение скважин большого диаметра требует увеличения размеров целиков, что резко уменьшает камерные запасы очистных блоков; взрывы зарядов ВВ большой мощности вызывают нарушение целиков, а иногда их самообрушение и отслаивание пород висячего бока; значительный выход негабаритов, дробимых на горизонте скреперования накладными зарядами ВВ приводит к преждевременному разрушению выработок горизонта скреперования и значительно снижает производительность труда рабочих иа выпуске и доставке руды.
Система этажного принудительного обрушения. Наиболее распространен на руднике вариант системы этажного принудительного обрушения с панельной выемкой руды (рис. 46). ф Панель состоит из двух компенсационных камер 3 и 4, временного междукамерного целика 3—4 и панельного целика. Компенсационные камеры шириной 20—35 м располагаются в крест простирания рудного тела. Объем камер составляет 25—30% всего обру-шаемого массива панели. Размеры панельных и междукамерных целиков принимают равными 20 м, потолочины 10—20 ж, приемного днища 13—15 м.
Подготовительно-нарезные работы осуществляются по новому способу, при котором, в отличие от ранее применявшегося па верхних горизонтах, выработки горизонта скреперования сечением 2,5X Х2,5 м2 расположены по простиранию месторождения.

Система разработки с магазинированием руды блоками

Системы разработки с магазинированием получили широкое применение при разработке жильных месторождений редких металлов и золота. Следует отметить, что в последние годы область распространения этих систем значительно расширилась за счет создания новых видов крепления.
Отличительной особенностью систем разработки с магазинированием руды является заполнение выработанного пространства отбитой рудой, которая служит для поддержания вмещающих пород или используется в качестве своеобразной платформы для рабочих. Во всех случаях после окончания выемки блока отбитую руду полностью выпускают. При использовании этих систем следует иметь в виду, что отбитая руда занимает больший объем, чем в массиве. Это следует учитывать при определении необходимого объема компенсационного пространства.
Разработка месторождений системами с магазинированием также предусматривает разделение этажей на блоки, которые, в свою очередь, разделяются на камеры и целики. Размеры блоков определяются прежде всего устойчивостью руды и вмещающих пород, а также мощностью залежи.
На рис. 26.6 показан вариант системы разработки с магазинированием и шпуровой отбойкой руды. Такой вариант применяется при разработке залежей мощностью от 0,8 до 5 м.
Подготовительные работы заключаются в проходке откаточного штрека, из которого через 40—60 м проходят восстающие до вентиляционного горизонта. Из откаточного штрека через 3—5 м проходят рудоспуски, верхнюю часть которых оформляют в виде приемных воронок, служащих для выпуска руды.
Очистные работы начинают у отрезного восстающего в нижней части блока. Выемку руды производят слоями в направлении снизу вверх. Высота слоя 1,5—2,5 м. В наклонном забое либо создают уступы (см. рис. 26.6), либо производят бурение вдоль всей его наклонной поверхности. Бурение шпуров осуществляют бурильщики, находящиеся на отбитой и замагазинированной руде.
После отбойки очередного слоя производят частичный выпуск отбитой руды с таким расчетом, чтобы расстояние от поверхности отбитой руды до плоскости забоя составляло 2—2,5 м.
Описанный вариант системы отличается простотой, однако нахождение бурильщиков на отбитой руде при обуривании наклонных забоев представляет определенную опасность, что и ограничивает применение этого варианта.
С целью повышения безопасности работ применяется система разработки с магазинированием и отбойкой руды шпурами из специальных выработок рис. 26.7).

Достоинством этого варианта является то, что бурильщики при бурении шпуров находятся в специальных выработках — восстающих небольшого сечения. Вместе с тем наличие значительного числа таких выработок сдерживает широкое применение этого варианта.
Подготовительные работы включают проходку откаточного штрека 1 и рудных восстающих 5, соединяющих откаточный штрек с вентиляционным 4. В пределах блока проходят несколько буровых восстающих 3, расстояние между которыми определяется применяемым буровым оборудованием.
Очистные работы начинают с выемки первого слоя на уровне кровли откаточного горизонта. Для выпуска руды оборудуют специальные выпускные люки 6. Бурение шпуров 2, как уже отмечалось, осуществляется из буровых восстающих. Отработка ведется в направлении снизу вверх. По мере продвигания забоя производится частичный выпуск руды.
При разработке мощных рудных тел системами с магазинированием отбойку руды целесообразно выполнять с помощью глубоких скважин, которые бурят из специальных выработок (рис. 26.8), расположенных в междукамерных целиках. При таком способе отбойки несколько ухудшаются показатели извлечения, но существенно возрастает производительность труда.

Система разработки слоевого обрушения

Система разработки горизонтальними слоями с закладкой

Система разработки с камерной выемкой и закладкой

Выемка камерных запасов осуществляется горизонтальными слоями в направлении от блокового восстающего к центру блока.

Высота отрабатываемого слоя 2,5 м, глубина шпуров 2,8-3 м. Расположение шпуров параллельное, слабонаклонное по сетке 0,8x0,8 м. Число шпуров на забой отбиваемого слоя определяется графически (рис. 142).

Основные производственные процессы включают отбойку руды, проветривание забоя, уборку отбитой руды, закладку выработанного пространства.

Производительность бурильщика (т/смену) при норме выработки Нб и коэффициенте перевыполнения нормы выработки kпер определяется по формуле

Пб = КперНбλ, (46)

где λ - выход руды с 1 м шпура.

Продолжительность обуривания забоя (смен) при одновременной работе nб бурильщиков составит

Тб = Тс/Пбnб, (47)

где Тс – количество руды, отбеливаемой на взрыв.

Продолжительность заряжания и взрывания определяется в зависимости от вида применяемой механизации и способа взрывания. Желательно этот процесс приурочить к перерыву между сменами, так же как и процесс проветривания.

Доставка руды осуществляется скрепером вместимостью 0,25 м3. Производительность (т/смену) скрепериста Пс при норме выработки Нс и коэффициенте перевыполнения kпер

Пс = kперНс. (48)

Продолжительность (смен) уборки отбитой руды

Туб = Тс/Пс.

Для сокращения потерь рудной мелочи в закладке отбойка руды ведется на плотно уложенный настил из двойного слоя досок с прокладкой между ними брезента или прорезиненной ткани.

Сменная производительность (м2) крепильщика Пк при норме выработки Нк и коэффициенте перевыполнения нормы kпер

Общая трудоемкость (чел-смен) по укладке и снятию настила, а также креплению рудоспусков и установке дренажных труб (чел-смен)

Закладка выработанного пространства производится после полной отработки слоя в полублоке, снятия настила и наращивания рудоспусков. В качестве закладочного материала применяются обесшламленные хвосты обогатительной фабрики, обеспечивающие получение высокой плотности закладочного массива. Параллельно с возведением рудоспусков в закладке наращиваются дренажные трубы, позволяющие осуществлять фильтрацию воды из гидрозакладки.

Классификация систем подземной разработки рудных месторождений

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 различных особенностей рудных месторождений: разнообразия условий залегания, форм рудных тел, их мощности, углов падения, прочности, устойчивости, трещиноватости руд и вмещающих пород и т. п. 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 – критериям.

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. 14.1). Названия классов систем разработки отражают сущность способов управления горным давлением (см. разд. 7.), что облегчает понимание данной классификации.

Отличительная особенность систем I класса – поддержание очистного пространства естественными (рудными) целиками. Очистное пространство остается при этом открытым и называется обычно камерой. Большинство систем этого класса двух-стадийны: на первой стадии отрабатывают запасы руды в камерах, на второй – извлекают целики.

Системы I класса 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, применяют твердеющую закладку.

Большинству систем I класса свойственны высокая производительность труда и низкие затраты на добычу. Однако при неизвлекаемых целиках потери руды могут быть значительными.

Системы II класса отличаются тем, что очистное пространство в них не поддерживают и выпуск руды ведут в основном под обрушенными налегающими породами. Применение этих систем возможно, если допустимо обрушение поверхности, а также если отбитая руда не слеживается и не самовозгорается. Мощность рудных тел должна быть не меньше средней. Системы II класса характеризуются высокой производительностью труда, низкими затратами на добычу и невысокими потерями и разубоживанием.

В системах III класса 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 III класса целесообразно применять при добыче ценных руд.

Методика выбора система разработки Системы разработки рудных месторождений должны отвечать тем же требованиям, которые предъявляются к системам для угольных месторождений: безопасность, экономичность, небольшие потери и разубоживание руды и др. Однако различные системы разработки в зависимости от конкретных горно-геологических условий применения не с одинаковой полнотой отвечают перечисленным выше требованиям. Поэтому необходимо производить выбор одной, лучшей системы разработки из большого их разнообразия. Для этого необходимо проанализировать факторы, влияющие на выбор системы разработки.

Эти факторы условно принято делить на постоянные, учитываемые в любых случаях, и переменные, которые выдвигаются как ограничения в неблагоприятных случаях.

Постоянные факторы: устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения рудного тела.

Переменные факторы: склонность руды к самовозгоранию, слеживанию; высокая крепость руды; необходимость сохранения земной поверхности; наличие в рудном теле включений пустых пород или забалансовых руд; характер контактов залежи (в отношении их четкости и правильности); большая глубина разработки; необходимость интенсивной разработки месторождения; наличие или отсутствие дешевых местных материалов для твердеющей закладки, определяющие возможную ее себестоимость. Сюда же можно отнести и ценность руды.

Для действующего предприятия имеются дополнительные соображения в пользу системы разработки, включающей наиболее освоенные рудником технологию и механизацию работ.

На первой стадии выбора производится последовательное рассмотрение постоянных и переменных факторов. Системы разработки, оказавшиеся неприемлемыми по какому-либо фактору, исключаются из дальнейшего рассмотрения по всем оставшимся факторам. На второй стадии из числа оставшихся систем в пределах каждого класса выбираются заведомо лучшие, т. е. лучшие по каким-либо одним показателям при постоянстве других показателей, например, более дешевые и производительные при одинаковых показателях потерь и разубоживания руды.

В сложных горнотехнических условиях, особенно при неустойчивой руде и наличии ограничений по переменным факторам, в результате отбора может остаться всего одна система разработки

Система разработки подэтажных штреков

Система разработки с доставкой руды силой взрыва

Взрывная доставка руды- перемещение руды в пределах выемочного участка шахты до приёмного горизонта за счёт энергии взрыва. Применяют на наклонных и пологих залежах мощностью от 3 до 30 м для разработки наклонных залежей подземным способом;

B. д. p. осуществляется в выемочных участках (камерах или панелях, располагаемых по падению рудных тел и отрабатываемых снизу вверх. При этом руда силой взрыва перемещается по почве открытого очистного B. д. p. исключает присутствие людей в очистном пространстве. Pуду отбивают послойно взрывами зарядов BB, в скважинах, пробуриваемых из восстающих, к-рые проходят в рудном теле y лежачего бока c заглублением во вмещающие породы на 0,5 м (для возможности бурения скважин по контакту c вмещающими породами).

B связи c относительно небольшим объёмом буровых работ в каждом веере и необходимостью перестановки оборудования в наклонных выработках при B. д. p. наиболее эффективно использование мобильных буровых машин. Целесообразно применение зарядных устройств c гибким шлангом, проложенным c верх. горизонта по восстающему. Удельный расход BB при B. д. p. принимается таким же, как и при отбойке в обычных условиях, либо увеличивается на 15-25% за счёт дополнит. оконтуривающих зарядов и нек-рого сгущения сетки скважины. Зa один приём взрывают 1-2 веера, c замедлением второго обычно не менее 50-100 мс; в последнюю очередь взрывают скважины, расположенные y почвы выемочного участка.

Bместимость выработок приёмного горизонта должна обеспечивать размещение всей отбитой за один взрыв руды. Eсли силой взрыва перемещается осн. часть отбиваемой руды, остаток её на почве выемочного участка по мере накопления транспортируется до приёмного горизонта дистанционно управляемыми бульдозерами или скреперами; возможен гидросмыв руды. B залежах средней и выше средней мощности c падением более 25° B. д. p. производится без использования дополнит. средств по зачистке почвы выемочных участков. При мощности ниже средней и углах менее 25° применение B. д. p. позволяет получить концентрир. навал горн. массы в заданном месте (напр., в выработках скреперования), вести селективную выемку c направленным отбросом пустой породы в выработанное пространство. Производств. мощность выемочного участка при B. д. p. 5-15 тыс. т в месяц. Pасстояние эффективной B. д. p. (25-80 м) сокращается c уменьшением мощности и угла падения рудных тел; эффективность B. д. p. повышается c ростом крепости руды.

Построение охранных целиков

Размеры и построение предохранительных целиков

Распространенным и надежным методом охраны сооружений от вредного влияния горных работ является оставление предохранительных целиков необходимых размеров.

При разработке месторождений изучается процесс сдвижения

Для данного бассейна или месторождения, определяются углы сдвижения

Охраняемая площадь состоит из площади охраняемого объекта и участка, образуемого предохранительной бермой. Для объектов малых размеров в качестве охраняемой площади принимают площадь прямоугольника, описанного вокруг контура объекта; стороны прямоугольника должны быть параллельны элементам залегания залежи.

При построении предохранительных целиков строят разрезы вкрест простиранию и по простиранию залежи. Для ствола ширину бермы принимают 20 м. Проф. Н. А. Стариков рекомендовал при разработке мощных рудных месторождений ширину бермы увеличивать до 50—60 м.

В дальнейшем от внешних границ бермы на разрезах вкрест простиранию и по простиранию проводят линии сдвижения по наносам до коренных пород и далее по пересекаемым коренным породам и руде. Если вмещающие породы неоднородные, то при построении предохранительного целика следует помнить, что углы сдвижения пересекаемых пород неодинаковы, а линия предохранительного целика будет не прямой, а ломаной. Проекции точек пересечения линий сдвижения с рудной залежью переносят на план и получают контур предохранительного (охранного) целика. В границах предохранительного (охранного) целика запрещается ведение горных работ, кроме проведения горно-подготовительных выработок.

Этажно-камерная система разработки

Подготовку блока начинают проведением откаточного штрека, Из которого на уровне кровли через 10— 12 м проводят орты скреперования 2, Соединяемые между собой вентиляционной сбойкой 3. Из ортов 4, Расположенных по оси междукамерных целиков, в породах лежачего бока проходят ходовые, вентиляционные и материальные восстающие. Такое расположение восстающих дает возможность повысить устойчивость междукамерных целиков. Отрезную щель 7 образуют в центре камеры с помощью глубоких скважин, отбиваемых на отрезной восстающий 6, Пройденный у висячего бока. Руду отбивают на отрезную щель глубокими скважинами, пробуренными с буровых штреков 5. Линию наименьшего сопротивления принимают 2—5 м, ее размеры зависят от крепости руды, диаметра скважин и характеристики ВВ. Потолочину отбивают с помощью глубоких скважин после отработки камерных запасов. Междукамерный целик отрабатывают другой системой, обычно вариантом подэтажного обрушения с отбойкой вертикальных слоев глубокими скважинами. Отбитую руду по ортам скреперования доставляют до откаточного штрека.

Системы этажного обрушения

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 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 сравнительно больших потерь и разубоживания.

Основные варианты системы: с донным выпуском или с торцевым выпуском и со сплошной выемкой и отбойкой в зажиме, с отбойкой на компенсационное пространство. При отбойке в зажиме залежь отрабатывают по ее длине частями (секциями). При отбойке на компенсационное пространство – 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.

Этажное обрушение (рис. 14.5.а.б.в.) впервые применили в СССР. В настоящее время оно является одной из наиболее распространенных систем разработки на железных рудниках Урала и ОАО «Евразруда», а также на ряде рудников цветной металлургии.

Наиболее часто используют вариант со сплошной выемкой руды и отбойкой в зажиме секциями. На рудниках ОАО «Евразруда» применяют промежуточный вариант, при котором каждую секцию отделяют от другой узкой камерой (щелью) шириной 3 м, назначение которой – частично компенсировать увеличение объема руды при отбойке и предохранять от преждевременного разрушения или растрескивания взрывами последующих секций.

Подготовка заключается в проведении откаточных штреков и погрузочных ортов (на каждую секцию шириной 20 – 24 м проводят один орт). Примерно через 50 м в лежачем боку проводятся 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.

При сплошной выемке сначала полностью обуривают секцию веерными скважинами (Тырныаузский и Зыряновский комбинаты) или параллельно сближенными скважинами (рудники ОАО «Евразруда»). 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.

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, 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.

Если используется конструкция основания блока с плоским днищем и доставкой с помощью ПДМ, то процесс выпуска и доставки существенно облегчается. Негабариты в процессе работ накапливаются в нише доставочной выработки и взрываются в перерыве между сменами. Здесь процесс выпуска и доставки существенно более

Системы подэтажного обрушения

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 систем – подэтажное обрушение с донным выпуском и торцевым выпуском руды.

Подэтажное обрушение с донным выпуском широко распространено в Кривбассе при отработке мягких и средней крепости руд, 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.

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 погрузочно-доставочные машины или комплексы ковшовых погрузчиков и автосамосвалов (если длина доставки значительная).

Потолкоуступные системы разработки Потолкоуступные системы разработки. Характерная особенность потолкоуступных систем заключается в отработке забоев

уступной формы, расположенных над рабочими. Последние располагаются на настиле, уложенном на распорную крепь. Короткие уступы обуривают горизонтальными шпурами, длинные — вертикальными.

Подготовительные работы при потолкоуступной системе разработки заключаются в проведении откаточного штрека и вентиляционного восстающего. На флангах блока по мере выемки руды сооружают материально-ходовые восстающие. Очистные работы начинают с выемки слоя руды над откаточным штреком с установкой в кровле последнего распорной крепи. Иногда над откаточным штреком оставляют целик толщиной 2—2,5 м, в котором проходят рудоспуски. Места выпуска руды оборудуют люками. Очистная выемка включает следующие операции: бурение, заряжание и взрывание шпуров, разборку настила перед взрыванием, проветривание, возведение крепи и укладку настила, выпуск руды через люки. Шпуры бурят с временных полков , укладываемых на распорную крепь, одновременно предохраняет вмещающие породы от местных вывалов. При падении руды некоторые стойки ломаются или выбиваются. В целях уменьшения затрат на восстановление крепи иногда руду доставляют по рудоспускам, которые сооружают путем обшивки досками соседних вертикальных рядов распорной крепи.

Свежий воздух для проветривания поступает с откаточного штрека через фланговые восстающие, а отработанный отводится по центральному восстающему на вентиляционный штрек. После проветривания обирают заколы в кровле и боках очистного забоя начиная с верхних уступов. Условия применения: крутопадающие жильные и пластовые месторождения мощностью 0,6—З м. Небольшие потери руды позволяют применять систему при ценных рудах, для отработки бедных руд систему применять нецелесообразно, поскольку затраты на мелкошпуровую отбойку и на крепление значительны. Склонность руд к слеживанию, наличие включений в ней пустых пород, а также характер контактов рудного тела с вмещающими существенного значения не имеют.

Системы разработки с магазинированием и отбойкой руды глибокими скважинами

Системы отбойки руды глибокими скважинами

1. Тема- Острое чувство кризиса цивилизации в рассказе Господин из СанФранциско И
2. планировочные и конструктивные решения техникоэкономические расчеты и обоснования сметы и необходимые по.
3. Курсовая работа- Юридические свойства и функции Конституции РФ
4. Аттестация бухгалтеров и аудиторов
5. Государство как политическая структурная и территориальная организация общества
6. на тему- Аббревиация как способ словообразования во французском языке на материале языка современной пре
7. Электронный экзамен 0005
8. Антропогенный период т
9. тема Мужские половые железы Яички или семенники testes мужские гонады в которых образуются мужские поло
10. Софисты происхождение педагогики и культурного идеала
11. тематизируйте перечисленные факты разделите их по тем наукам к которым они относятся
12. Показатели динамического качества станка
13. лекциях Франции Италии CША Австралии Венгрии Черногории России Украины
14. Родители и дети права и обязанности
15. Олонки ~ Захаровская
16. Отруєння тварин рослинами що містять серцеві глікозиди
17. и заботьтесь о благосостоянии города в который Я переселил вас и молитесь за него Господу; ибо при благосос
18. Topic- THT giving gifts is better thn receiving
19. Блок и Пушкин о назначении поэта
20. To live in true freedom is to relese ll inhibitions~ Michel Keene Жизнь ~ занимательный бобслей из известного места в могилу

Материалы собраны группой SamZan и находятся в свободном доступе