Файл: Технология добычи руды на жильных месторождениях Казахстана..pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 19.10.2024

Просмотров: 126

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

нения возникающей ударной волны по другим горным вы* работкам.

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

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

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

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

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

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

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

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

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

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

105


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

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

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

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

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

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

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

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

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

106


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

В первой половине панели сначала разрушаются между-

камерные целики, затем

взрываются

скважины висячего

бока. Во второй

части

панели

 

 

взрываются

 

междукамерные

 

 

целики с последующим самооб-

 

 

рушением пород висячего

бока

 

 

от импульса, возникшего

в ре­

 

 

зультате массового взрыва меж­

 

 

дукамерных целиков и части ви­

 

 

сячего бока панели.

посадка

 

 

Таким

образом,

Рис.

28. Свод естественного

кровли по всей

панели

255 X

X I 20 м ведется одновременно с

равновесия при отработке па­

 

нели.

определенно

рассчитанным за­

 

 

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

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

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

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

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

1) V i=hh н-1=50-5-1=250

м3;

2) V 2 = ± -(h -h H)1 =

50-10

л огл

ч

= —2— -1=250 м3;

3) у = у 1-}-у2=500 ж 3;

4) v-£=500-1,6=800 ж 3,

107


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

Объем взорванного свода естественного равновесия ра-

вен

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

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

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

где qc — величина заряда скважины.

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

Расстояние между концами глубоких скважин:

amах=1,5+1,7 W,

amin =

о,5+0,7 W;

аср = 1,0W =

1,0*5

= 5 м.

Принятые параметры ведения БВР надо проверить к

уточнить на практике.

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

 

Размеры патронов ВВ для зарядки скважин:

 

 

D= 90 мм, L = 500 мм, Д=1,0Ч-1,2 г/см3,

 

где

Д — плотность ВВ в патроне.

рас­

 

При плотности заряжения скважин 0,5— 0,7 г/см3

ход ВВ на 1 пог. м скважины [14, 21] составляет

6,0—

6,5

г/см3.

 

Для обуривания кровли скважинами на всю длину па-

108


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

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

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

Общая длина скважин, пог. ж

—7500

Суммарная стоимость скважин, руб.

—60 000

Общий расход ВВ по скважинам, т

—48,75

Суммарная стоимость ВВ по скважинам, руб.

—15 400

Общая длина шпуров, пог. ж

—12 390

Общий расход ВВ по шпурам, г

14,0

Общая стоимость ВВ по шпурам, руб.

—8500

Общая стоимость бурения шпуров, руб.

13 630

Суммарная длина восстающих, пог. ж

—28

Суммарная стоимость восстающих, руб.

—800

Суммарная длина бурового штрека, пог. ж

—250

Суммарная стоимость бурового штрека, руб.

—7100

Суммарный расход капсюлей детонаторов (КД), шт.

—6000

Суммарная стоимость КД, руб.

—780

Суммарный расход огнепроводного шнура (ОШ),

—40 000

зюг. ж

Суммарная стоимость ОШ, руб.

—1200

Общая сумма затрат, руб.

—103 500

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

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

Выводы

На основании теоретических и экспериментальных ис­ следований установлено:

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

109