§ 3. Система подэтажных штреков

Сущность системы заключается в том, что при разработке круто­падающих месторождений создают камеры, отделенные одна от другой по простиранию междукамерными, а по падению между­этажными целиками. Камерами вынимают не менее 35% запасов руды в блоке (рис. 4.2.).

Рис. 4.2. Система подэтажных штреков

Применяют систему на крутопадающих месторождениях, когда руда и вмещающие породы устойчивые. Мощность залежи от 2—3 до 50—60 м, причем при мощности до 20—25 м камеры располагают длинной стороной по простиранию, а при большей мощности — вкрест простирания. В обоих случаях ширина камер не превышает 20—25 м.

Подготовительные работы заключаются в проведении откаточного полевого штрека 1, полевых восстающих 2, расположенных против междукамерных целиков, рудоспусков и камер грохочения 3, штрека на горизонте вторичного дробления, выпускных отверстий 5, рудных восстающих 6, подэтажных штреков 7, отрезного восстающего 8, выработок, соединяющих полевой и рудный восстающие 9.

Подготовительные работы могут меняться в зависимости от способа отбойки руды, расположения камер длинной стороной по простиранию или вкрест простирания, способа выпуска руды из камер и погрузки ее в вагонетки.

В очистные работы входят следующие процессы: отрезка камер., отбойка и выпуск руды, выемка целиков. Отрезка заключается в том, что отрезной восстающий 1, пройденный у висячего бока, постепенно расширяют в щель шириной около 3 м (рис. 4.3.). Его соединяют ортами 2 с подэтажными штреками. Из этих ортов вверх и вниз бурят скважины 3, которыми отбивают руду предварительно на отрезной восстающей, а потом на постепенно образующуюся отрезную щель. Отрезную щель делают либо у междукамерного целика, либо посередине камеры, если она имеет большую длину, и отработ­ку ее ведут от центра к междукамер­ным целикам.

Отбойку руды производят веерными комплектами скважин, пробуренных из подэтажных штреков штанговыми шпурами, пробуренными из заходок или параллельными скважинами, пробуренными на всю высоту камеры из ортов, пройденных у кровли ка­меры. Выбор того или иного спосо­ба отбойки определяется условиями залегания рудного тела: при правиль­ной форме залежи можно вести от­бойку скважинами, при сложных и неправильных контурах месторожде­ния применяют отбойку штанговыми шпурами.

При разработке очень крепких руд, когда скорость бурения скважин мала, применяют отбойку руды минными (сосредоточенными) зарядами, располо­женными в подэтажных выработках. Минными зарядами за один взрыв отбивают большое количество руды (10000—20000т), в результате производительность труда полу­чается высокой, но этот способ отбойки требует расхода ВВ в 3—4 раза больше, чем при отбойке скважинами. Взрывание минных заря­дов приводит к разрушению выработок и требует демонтажа оборудо­вания, трубопроводов и кабелей, установленных в пределах блока. ; Его применяют только в исключительных случаях, так как недо­статки этого способа весьма существенны.

Руду выпускают в выработки горизонта вторичного дробления ·; который расположен на 6—8 м выше откаточного горизонта, и затем грузят в вагонетки.

Устройства для вторичного дробления требуют больших затрат, а сам процесс дробления весьма трудоемок, поэтому следует стре­миться к тому, чтобы при отбойке руда получалась в кусках такого размера, который приемлем для погрузки в вагонетки без вторич­ного дробления.

Рис. 4.3. – Отрезка камер

После отработки камер приступают к выемке междуэтажных н междукамерных целиков.

Применяют следующие способы выемки целиков:

а) массовое обрушение, заключающееся в том, что междукамер­ные и междуэтажные целики разрушают взрывом минных зарядов или скважин. Руда падает на днище камеры и покрывается вмеща­ющими породами, обрушающимися вслед за обрушением целиков. Руду выпускают на выработки горизонта вторичного дробления, причем потери ее составляют около 50 %, так как выпуск ведется под обрушившимися породами;

б) массовое обрушение только междуэтажных целиков, в резуль­тате чего камеры заполняются вмещающими породами. Междукамерные целики отрабатывают затем системой подэтажного обрушения, описанной ниже. При отработке целиков подэтажным обрушением потери руды составляют около 20%. Эти два способа применяют при разработке руд невысокой ценности, например железных, когда допустимы потери руды в указанных пределах;

в) если ведется разработка ценных руд, то камеры заполняют закладкой и затем междуэтажные и междукамерные целики отрабатывают системой слоевого обрушения, позволяющей вести разра­ботку с потерями руды порядка 5 %. Эта система также описана ниже.

Организация работ. В камере обычно работает один скреперист и один бурильщик. Производительность скреперной установки мощностью 25—30 кет около 100 т в смену.

Порядок отработки блоков определяется размерами рудного тела, количеством камер, которое необходимо иметь в стадии нарезки и выемки. Обычно этаж разбивают на несколько участков, в каждом из которых ведут выемку двух — трех камер.

Выемку камер, расположенных одна под другой в соседних этажах, не производят, так как может произойти обрушение между­этажного целика.

В целях безопасности длина заходок по одну сторону от подэтаж-ной выработки должна быть не более 7 м. Почва заходки должна быть горизонтальной и шириной не менее 2 м. На смежных этажах камеры должны располагаться под камерами, а целики — под целиками (если на верхнем этаже целики не отработаны). Нельзя оставлять целики невыработанными на высоту более двух этажей при заложенных камерах и на высоту более одного этажа при не­заложенных камерах.

Верхний подэтажный штрек должен располагаться под потоло­чиной, чтобы выдержать заданную проектом толщину потолочины. Запрещается проходить в потолочине выработки (за исключением выработок, необходимых для вентиляции, закладки и выемки самой потолочины). Рудоспуски должны быть перекрыты грохотами, ходовые отделения восстающих лядами. Действующие выпускные отверстия должны быть заполнены отбитой рудой, а недействующие пере­крыты. Кровля и бока заходок и других выработок должны систе­матически осматриваться и обираться. Запрещается работать на открытой заходке без предохранительного пояса, прикрепленного канатом к надежной опоре за пределами заходки, а также входить в камеру. Отбойка руды накладными зарядами, расположенными на почве заходок, не разрешается. Выработки, необходимые для отра­ботки целиков, должны быть пройдены до отработки камеры. В слу­чае появления признаков самообрушения камеры работы должны быть прекращены и рабочие выведены в безопасное место.

Руду из выпускного отверстия надо выпускать с помощью ло­мика, стоя сбоку. Если руда застрянет и выпустить ее ломиком не удается, нужно к шесту достаточной длины привязать заряд ВВ и подвести его к застрявшим кускам руды. Заряд взрывают огне­проводным шнуром длиной не менее 1,5 м. При ведении взрывных работ в скреперном штреке или в камере грохочения нужно вклю­чать звуковой сигнал. Ходить по скреперному штреку во время работы скреперной установки запрещается.

Технико-экономические показатели. Производительность труда при выемке камер зависит от крепости руды и способа ее отбойки. Сменная производительность труда бурильщика составляет 20— 120 т, а забойного рабочего 15—60 т.

При выемке целиков системой подэтажного обрушения произво­дительность труда бурильщика составляет 50—80 т, забойного рабочего 25—35 т в смену; при выемке целиков системой слоевого обрушения производительность труда соответственно равна 12—16 и 5—8 т в смену.

Потери руды при выемке камер невелики и составляют 3—5%, а при выемке целиков зависят от принятого способа выемки.

Достоинствами системы являются возможность добыть руду из камер без разубоживания ее пустыми породами; высокая производи­тельность труда, особенно при выемке камер; малый расход леса.

Недостатки — высокие потери руды при выемке целиков массо­вым обрушением и низкая производительность труда при выемке целиков слоевым обрушением.

Область распространения системы очень широкая. Ее применяют для разработки железных руд в Криворожском бассейне, на Урале, в Горной Шории, медных руд на Урале. В Криворожском бассейне этой системой получают 30—35% руды.

4.4. Этажно -камерная система

Этажно-камерная система отличается от системы подэтажных штреков только тем, что производится отбойка не вертикальных, а горизонтальных или слабонаклонных слоев руды (рис. 4.4.). Отбойку ведут скважинами, для бурения которых проходят восста­ющие и буровые камеры.

При этой системе толща руды в кровле камеры постепенно умень­шается и только в последний период отработки потолочина достигает своей проектной толщины. Это позволяет разрабатывать более сла-бые|руды, чем системой подэтажных штреков.

Рис. 4.4. Этажно-камерная система разработки

Рис. 4.5. Система разработки с магазинированиеы руды

4.5. Система горизонтальных слоев с закладкой

Сущность системы заключается в том, что разработку крутопадающей залежи небольшой мощности ведут слоями снизу вверх с закладкой выработанного пространства после отработки каждого слоя (рис. 4.6).

Рис. 4.6. Система разработки со сплошным магазинированием руды

Рис. 4.7. Система горизонтальных слоев с закладкой

Применяют систему обычно при разработке крутопадающих жильных месторождений, когда требуется предохранить поверх­ность от обрушения. Руда должна быть устойчивой, так как она закладкой не поддерживается, вмещающие породы могут быть более слабыми. Руда ценная, так как себестоимость добычи высокая, а потери руды небольшие. В редких случаях систему применяют при разработке мощных крутопадающих или пологих месторождений.

Подготовка. Откаточный штрек 1 проходят по рудному телу. Через 40—60 м проходят рудные восстающие 2 в три отделения. Крепят их венцовой крепью всплошную.

Очистные работы. Выемку первого слоя производят на уровне кровли откаточного штрека или на 2—3 м выше. Надштрековый целик оставляют, если вмещающие породы недостаточно устойчивы. При выемке первого слоя работы нужно вести так, чтобы не повре­дить крепь откаточного штрека. С этой целью слой высотой 2,5 м. вынимают на 0,5 м выше кровли откаточного штрека и оставшийся целик разрушают с помощью ручных инструментов или неболь­шими зарядами ВВ.

Отбойку руды при выемке первого слоя производят горизонталь­ными шпурами так же, как при проходке выработок.

После отработки первого слоя в центре блока на высоту 1,5 м наращивают восстающий 3 в три отделения. Сплошную венцовук> крепь восстающего устанавливают возле лежачего бока. Централь­ное отделение этого восстающего является ходовым и вентиляцион­ным, а два крайних — рудоспускными.

На почву первого слоя укладывают настил из двух рядов бревен_г первый ряд по простиранию, второй вкрест простирания. Этот настил нужен для того, чтобы в последующем, когда будет отрабатываться нижележащий этаж, закладка не попала в руду.

Затем первый слой на высоту 1,5 м заполняют закладкой, кото­рую подают с вентиляционного горизонта по закладочным отделе­ниям восстающих. В пределах слоя закладку распределяют с по­мощью скреперной лебедки, которую устанавливают в центре блока возле восстающего или на крепи восстающего. Иногда применяют гидравлическую закладку.

На поверхности закладки укладывают плотный настил из 50-мм досок, чтобы не просыпалась и не терялась в закладке рудная мелочь. Это особенно важно при разработке высокоценных руд. В этом случае иногда делают настил из двух слоев досок с прослойкой брезента между ними. Производились эксперименты с настилом из металлических листов и изношенных конвейерных лент, вместо, настила применяли также цементирование поверхности закладки.

Далее производят выемку руды во втором слое. Отбойку руды ведут вертикальными шпурами, которые бурят телескопными перфо­раторами. Отбойку начинают с центра и подвигают уступы по на­правлению к флангам блока. Отбитая руда попадает на настил, по которому ее скрепером доставляют к рудоспускам, расположенным в центре блока.

4.6. Система длинных столбов

Сущность системы заключается в том, что горизонтальную залежь делят штреками на длинные столбы — участки размером примерно 15 X 100 м, в пределах которых выемку руды производят заходками, т. е. горизонтальными выработками, примыкающими одна к другой (рис. 4.7).

Применяют систему при разработке горизонтальных залежей мощностью 1—3 м и малоустойчивых породах.

Подготовительные работы. От стволов до центра шахтного поля по пласту полезного ископаемого проводят главный откаточ­ный штрек 1 и главный вентиляционный штрек 2, от которых про­водят панельные штреки — откаточный 3 и вентиляционный 4. Панельными штреками залежь разбивается на две или большее число панелей. От панельных штреков до границы шахтного поля проводят выемочные штреки 5.

Месторождения, разрабатываемые этой системой, расположены на небольшой глубине от поверхности (50—100 м) и покрыты сла­быми породами, нередко глинами. Это и приводит к возникновению большого горного давления. Поэтому главные и панельные штреки обычно крепят металлической крепью с затяжкой боков железо­бетонными плитками. Расстояние между штреками принимают 20—40 м, чтобы целик между штреками не был раздавлен горным давлением. Выемочные штреки служат более короткий срок и крепят рамами всплошную.

Рис. 4.7. Подготовка залежи для системы длинных столбов

Размеры панелей. Длина панели равна длине шахтного поля и составляет 500—1000 м, ширина панели 100—150 м. Ширина длинного столба принимается равной 15—30 м. Уменьшение этих размеров ведет к повышению количества нарезных выработок, а уве­личение повышает срок отработки панелей и столбов и затрудняет поддержание выработок.

Очистные работы. Выемку руды ведут заходками. Обычно заходку 1 располагают в 2 .м от обрушенного пространства (рис. 4.8). Отбойку руды производят отбойными молотками. Отбитую руду грузят лопатами на конвейер 3, установленный в заходке. По выемочному штреку до панельного штрека руду также транспортируют конвейером 4. По панельному и главному штрекам транспортирова­ние руды обычно осуществляют в вагонетках электровозами.

На марганцевых рудниках в Никополе отбойку и погрузку руды производят машиной барабанно-лопастного типа, а для доставки руды в заходках применяют изгибающиеся самоходные конвейеры.

Заходки крепят рамами вразбежку через 0,6—0,7 м. После от­работки заходки производят выемку двухметрового целика (ножки) 2 оставленного между обрушенным пространством и заходкой. Целик отрабатывают в отступающем порядке от конца заходки по направлению к выемочному штреку. В выработанном пространстве устанавливают крепежные рамы.

Рис. 4.8. Система длинных столбов

Затем производят обрушение кровли. Для этого вырубают часть стоек крепи и извлекают крепь для повторного использования. После вырубки стоек внезапного обрушения кровли не происходит и поэтому можно извлечь и повторно использовать значительную часть крепежного леса.

Способы расположения заходок различны. При достаточно устойчивой кровле применяют парные заходки, т. е. одновременно отрабатывают две заходки, расположенные рядом, что увеличивает фронт работ и повышает производительность труда.

Очистные работы при выемке руды длинными столбами требуют больших затрат ручного труда, поэтому осуществлен ряд меро­приятий по усовершенствованию этой системы разработки. Для про­ведения выработок созданы комбайны, которые режущим органом разрушают руду и затем с помощью конвейера грузят ее в вагонетки.

Такие же комбайны применяют для выемки руды в лавах и заходках. Успешно испытана подвижная металлическая крепь в виде арок, которая с помощью специальных лебедок перемещается по мере отбойки руды в лаве, закрепленной металлической подвижной крепью.

Проветривание. Свежий воздух поступает по основному стволу шахты, затем по главному и панельному штрекам в выемочный штрек. По вентиляционной сбойке воздух проходит в соседние выемочные штреки, загрязненный выходит на вентиляционный панельный штрек и по главному вентиляционному штреку поступает к вентиляционному стволу. По правилам безопасности высота за-ходок должна быть не более 3 м.

Если мощность пласта более 3 м, то выемку нужно вести несколь­кими слоями, так как крепление и обрушение кровли в заходках большой высоты опасно. Новую заходку можно начинать только после обрушения кровли в соседней заходке. Крепь в заходках должна отставать от забоя не более чем на 0,7 м.

Технико-экономические показатели. Потери руды в размере 10— 15% возникают, если вследствие большого горного давления не удается полностью отработать заходку или целик между заходкой и обрушенным пространством. Разубоживание незначительное. Рас­ход леса большой и составляет около 0,1 м³ на 1 м³ выработанного пространства. Производительность труда рабочих забойной группы 5—8 м³ в смену.

Достоинством системы является возможность разрабатывать слабые руды, залегающие в слабых вмещающих породах.

Недостатки — большой расход леса и низкая производитель­ность труда.

Системы применяют главным образом при разработке марганце­вых руд (Никополь, Чиатуры) и в небольшой мере при разработке железных руд (Липецк).

4.6. Система слоевого обрушения

Сущность системы заключается в том, что месторождение раз­рабатывают слоями сверху вниз с обрушением кровли по мере отра­ботки каждого слоя. Выемку руды в пределах слоя ведут заходками. На почве каждого слоя укладывают настил (рис. 4.9).

Применяют систему при разработке месторождений мощностью более 3—4 м. Обычно этой системой разрабатывают крутопадающие месторождения, но известны варианты системы, предназначенные для разработки пологопадающих месторождений. Вмещающие породы и руда должны быть слабыми. Вмещающие породы обрушаются, поэтому на поверхности не должно быть ценных сооружений или водоемов, препятствующих обрушению. Систему применяют при отработке ценных руд, так как потери руды невелики, но себестои­мость добычи весьма высокая.

Подготовительные работы. Проводят полевой откаточный штреки 1, откаточные орты 2, полевые блоковые восстающие 3 и рудные· восстающие 4. Полевые восстающие необходимы для вентиляции и сообщения с очистными работами, а рудные служат для этих же целей и, кроме того, являются рудоспусками. Восстающие· обычно крепят венцовой крепью всплошную. Затем проводят слое­вой штрек 5 и на два—три слоя ниже его аккумулирующий штрек 6. Слоевой и аккумулирующий штреки соединяют выпускными выра­ботками 7. Эти штреки крепят рамами всплошную.

Рис. 4.9. Система слоевого обрушения

Слоевые штреки проходят в каждом отрабатываемом слое. Акку­мулирующий штрек превращается в слоевой, когда очистные работы ведут на горизонте, где он пройден. Таким образом, аккумулирующий штрек является заранее пройденным слоевым штреком. Назначение аккумулирующего штрека — создать емкость для складирования некоторого количества отбитой руды, кроме того, этот штрек необ­ходим для проветривания блока и доставки руды. Слоевые штреки обычно крепят рамами всплошную.

Очистные работы. Выемку руды в пределах слоя ведут заход­ками. Отбойку руды ведут горизонтальными шпурами глубиной 1,2—1,5л. В слабой руде бурят два ряда шпуров: один у почвы и другой посередине высоты забоя. В ряду три—четыре шпура. Отбитую руду скрепером доставляют к восстающему, по которому ее спускают на аккумулирующий штрек. Далее по этому штреку руду доставляют с помощью второй скреперной установки к рудоспуску, расположенному в центре блока. Наличие аккумулиру­ющего штрека позволяет на разных уровнях вести скреперование руды вкрест простирания по заходке и по простиранию по аккуму­лирующему штреку.

После уборки руды производят крепление заходки рамами вразбежку через 0,6—0,8 м.

Отработав полностью заходку, на почву ее укладывают настил из круглого леса длиной 3-4 м.

При отработке крутопадающего месторождения на протяжении нескольких этажей толщина слоя леса достигает значительной величины.

Лес, скапливающийся в выработанном пространстве, гниет и отравляет рудничную атмосферу продуктами гниения. Создаются благоприятные условия для возникновения пожаров от самовозго­рания руды, если она содержит серу.

Усовершенствование работ по созданию настила привело к применению металлической сетки, которую доставляют в рулонах и раскатывают на почве заходки, уложив предварительно вдоль заходки два или три ряда лежней. Настил из сетки дает хорошие результаты, если рудничная вода некислотная.

Начиная с 30-х годов ведутся работы по созданию гибкого пере­крытия, способного заменить настил. Такое перекрытие опускается по мере продвижения работ с одного слоя на другой и сохраняется при отработке всего этажа. Предложены различные конструкции, в большинстве основанные на устройстве связей между бревнами настила с помощью хомутов или тросов. Однако до настоящего времени работоспособной конструкции еще нет.

После отработки одной — двух заходок производят обрушение кровли. Для этой цели к каждой стойке крепи привязывают патрон ВВ. Иногда в стойках просверливают электродрелью отверстия и в них закладывают ВВ. Взрывом этих зарядов разрушают стойки. Применяют электровзрывание, так как одновременно приходится взрывать большое число зарядов.

Высоту этажа принимают равной 40—50 м, длину блока 25 м. Если вести отработку слоя от флангов блока к центру, то можно принять длину его вдвое больше, т. е. 50 м, но в этом случае при подходе к центру блока на последние заходки подействует большое горное давление и их будет трудно отработать. Высота слоя и ширина заходки обычно равна 3 м.

Порядок отработки блоков. В пределах этажа можно отрабаты­вать одновременно любое число блоков при условии, что работы в одном блоке будут отставать от работ в соседнем блоке на высоту одного слоя. При таком ступенчатом построении фронта работ в центре шахтного поля можно отрабатывать слои на одном этаже, а на флангах блока на нижерасположенном этаже. Отрабатывать одновременно блоки, расположенные один под другим на разных этажах, нельзя, так как происходит обрушение вмещающих пород.

Управление горным давлением производят обрушением кровли, причем всегда оставляют одну или несколько необрушенных захо­док, которые поддерживают крепью. В этих заходках располагаются рабочие, ведущие очистные работы.

Проветривание блоков. Свежая струя воздуха поступает по откаточному штреку и орту в рудный восстающий, по которому поднимается до аккумулирующего штрека. Затем воздушная струя проходит по аккумуляторному штреку до флангов блока, по венти­ляционной сбойке поступает на полевой восстающий и выходит на вентиляционный штрек.

Воздушная струя, поступившая к аккумулирующему штреку, разветвляется, и часть воздуха по выпускным выработкам направ­ляется на слоевой штрек. Однако количество воздуха, попадающего на слоевой штрек, невелико, так как сопротивление выпускных выработок и слоевого штрека больше, чем аккумулирующего штрека. Заходки являются глухими выработками и проветриваются только за счет диффузии и сжатого воздуха, поступающего в выработки при работе перфораторов. Иногда на аккумулирующем штреке устанавливают вентилятор местного проветривания и по трубам подают свежий воздух в за­ходки.

Для безопасности длина заходок должна быть не более 20 м, а ширина и высота не более 3 м. Расстояние между блоковыми восстающими не должно превышать 25 м. При таких размерах заходки и слои отрабатывают в короткий срок, и горное давление не успевает развиваться. Между обрушенным пространством и за-ходкой', находящейся в отработке, должно быть от 1 до 3 необрушен­ных заходок. Если не обрушено будет большее число заходок, то может про­изойти внезапное обрушение кровли. Если на каком-либо участке породы кровли оказались крепкими, необходимо произвести обрушение их с помощью буровзрывных работ.

Технико-экономические показатели. Потери и разубоживание руды составляют 2—5%. Производительность труда низкая, и для рабочих забойной группы составляет от 2—3 до 6 ж³ в смену. Расход леса большой и достигает 0,1—0,15 ж³ на 1 м³ выработанного про­странства.

Достоинство системы заключается в весьма малых потерях руды. Недостатки — низкая производительность труда, хотя она и выше, чем при системах с закладкой и системах с креплением и за­кладкой; недостаточно хорошая вентиляция блоков; пожароопас-ность вследствие наличия в выработанном пространстве большого количества леса.

Эта система в значительной мере вытеснила системы с креплением и закладкой и в настоящее время является наиболее распространенной при разработке медных, полиметаллических и других ценных руд, залегающих в слабых вмещающих породах.

4.8. Система подэтажного обрушения

Сущность системы заключается в том, что крутопадающую залежь значительной мощности делят на подэтажи от 6 до 40 м в пределах которых обрушают руду. Вслед за рудой обрушаются породы. Выпуск руды производят под обрушившимися породами, причем настила между рудой и породой не делают.

Подзтажное обрушение явилось развитием слоевого обрушения и возникло в результате постепенного увеличения высоты обрушае-мого слоя руды.

Применяют систему при разработке крутопадающих месторожде­ний, имеющих мощность более 5—6 м. Руда и вмещающие породы должны быть средней крепости или слабыми. Ценность руды неболь­шая, так как выпуск ее производят при непосредственном контакте с обрушенными породами, что приводит к довольно высоким потерям руды.

Подготовительные работы (рис. 4.10).

Рис. 4.10. Система подэтажного обрушения

Проходят полевой откаточ­ный штрек 1 и откаточные орты 2. Затем проходят полевые восста­ющие 3 и из них подэтажные орты 4. Расстояние по вертикали между подэтажными ортами равно высоте подэтажа. Из откаточного орта проходят рудоспуски 5. На каждом подэтаже проходят подэтажные штреки 6 из них выпускные выработки 7 для выпуска обрушенной руды.

Очистные работы. Имеется довольно большое число вариантов ведения очистных работ, приспособленных к различным условиям. К наиболее распространенным вариантам относятся:

а) подэтажное обрушение с отбойкой руды скважинами (рис. 4.10). Этот вариант применяют при разработке мощных и весьма мощных месторождений и руде средней крепости. Высота подэтажа состав­ляет 20—30 м. Обрушение руды производят над шестью парами выпускных отверстий и более, т. е. на площади 250—500 ж². Допол­нительно к описанным выше подготовительным выработкам про­ходят восстающие 10 с камерами, в которых монтируют буровые станки. Очистные работы можно разбить на два этапа. Первона­чально производят выемку компенсационных камер 8, а затем обру­шение массива руды над этими камерами с помощью горизонтальных и наклонных скважин 9.

Выемку компенсационных камер производят отработкой над выпускными выработками слоя руды высотой 3—5 м.

Если руда недостаточно устойчива и сделать компенсационную камеру на всей площади, где предполагается произвести обрушение руды, нельзя, то делают две камеры и между ними оставляют вре­менный целик, который разрушают перед взрывом скважин. Обычно считают, что для хорошего дробления руды нужно, чтобы объем компенсационных камер составлял 20—30% объема обрушаемого массива.

Обычно из каждой буровой камеры бурят два—три веерных комплекта скважин: один с уклоном около 5°, а второй 10—15°. Предпочитают бурить скважины с небольшим подъемом, чтобы легче удалялась буровая мелочь. Двумя веерными комплектами скважин отбивают слой руды толщиной 5—6 м. Для разрушения временного целика между компенсационными камерами из подэтажного штрека бурят штанговые шпуры.

Обрушенную руду выпускают на подэтажный штрек и скрепером доставляют к рудоспуску. Выпуск руды производят в условиях, когда обрушенная руда покрыта обрушившимися породами. Два сыпучих материала непосредственно контактируют между собой, и задача заключается в том, чтобы выпустить руду, не допустив перемешивания ее с породами, т. е. с минимальными потерями и разубоживанием.

Чтобы уменьшить потери руды, нужно принять минимально воз­можное расстояние между выпускными отверстиями и максимальную высоту слоя обрушенной руды.

Минимальные потери получаются при равномерном выпуске руды из всех выпускных отверстий, когда контакт между рудой и породой перемещается вниз, оставаясь параллельным своему первоначальному положению.

После выпуска руды из одной зоны приступают к обрушению и выпуску руды из соседней зоны. Так отрабатывают весь подэтаж и потом приступают к отработке нижележащего подэтажа.

б) «закрытый веер» (рис. 4.11) применяют при разработке рудных тел неправильной формы или выемке междукамерных целиков, когда нельзя произвести обрушение руды на большой площади. Высоту подэтажа принимают равной 10—15 м, а обрушение руды производят на площади от 16 до 120 ж², т. е. над двумя, четырьмя или шестью выпускными выработками.

Две — три выпускные выработки соединяют между собой корот­ким штреком 1, пройденным на 3—4 м выше подэтажного штрека. Точно так же соединяют между собой выпускные выработки, прой­денные с противоположной стороны подэтажного штрека. Из выра­боток, которыми соединены выпускные отверстия, пробуривают

Рис. 4.11. Вариант системы" подэтажного обрушения «закрытый веер»

вверх веерные комплекты штанговых шпуров. В каждом комплекте бурят 4—7 штанговых шпуров глубиной 6—10 м и расстоянием между комплектами 1,5—2м. Взрывом этих шпуров разрушают руду над выпускными выработками, выпускают ее на подэтажный штрек, где скрепером доставляют к рудоспуску.

в) вариант системы подэтажного обрушения с отбойкой руды в зажатой среде (рис. 172). Этот вариант системы получил в послед­нее время широкое распространение на многих рудниках. Заклю­чается он в том, что на 5—6 м выше подэтажных штреков проходят буровую выработку. Из этой выработки бурят веерные комплекты скважин, которыми разрушают массив руды высотой 20—40 м. Расстояние между комплектами скважин 2,5—3 м. Одновременно взрывают 4—6 комплектов скважин, но с миллисекундным замедле­нием в каждом последующем комплекте.

Компенсационного пространства не создают. При взрыве первого комплекта скважин уплотняются породы, прилегающие к отбивае­мому слою, за счет чего создается пространство, необходимое для 248 разрыхления руды после отбойки. Каждый слой руды отбивают в условиях, когда он окружен обрушившейся породой или ранее отбитой рудой. Отсюда и произошло название этого варианта.

Рис. 4.12. Вариант системы подэтажного обрушения с отбойкой руды в зажатой среде

Воронки для выпуска руды образуют после ее отбойки, чтобы не ослаблять днище блока перед взрывом скважин. Отбитую руду обычным путем через воронки выпускают на скреперные штреки и доставляют к рудоспускам.

Рис. 4.13. Шведский вариант системы подэтажного обрушения

Отбойка в зажатой среде обладает существенными достоинствами, так как дробление руды получается хорошим.

г) Шведский вариант подэтажного обрушения (рис. 4.13) распространен на железных рудниках Швеции. Высота подэтажа 6—8 м.

Подэтажные выработки проходят большого сечения (9:л^а), чтобы: можно было применить мощное буровое и транспортное оборудова­ние. Из подэтажных штреков бурят вверх веерные комплекты шпу­ров, которыми отбивают слои руды толщиной около 1 м. Отбитую руду машинами типа «Джой» грузят в челноковые самоходные ваго­нетки грузоподъемностью 10—15 т и доставляют к рудоспускам. Достигнута высокая производительность труда благодаря примене­нию мощного оборудования и отсутствию коротких выработок (выпускных, буровых камер и т. д. ), проходка которых требует применения ручного труда.

Шведский вариант подэтажного обрушения является вариантом: с так называемой отбойкой в зажатой среде. Здесь отбойку руды ведут на ранее отбитую руду или породу, поэтому ранее отбитый материал уплотняется и создается компенсационное пространство.

Порядок отработки блоков. В пределах этажа можно отрабаты­вать одновременно ряд блоков при условии, что работы в соседних блоках отстают на высоту одного подэтажа. Очистные работы ведут на одном этаже; на ниже расположенный этаж переходят на флангах шахтного поля, где блоки на данном этаже уже отработаны.

Управление горным давлением производится путем обрушения вмещающих пород. Никаких искусственных средств для обрушения вмещающих пород не применяют, они обрушаются по мере выпуска руды. Если обрушение висячего бока отстает, то выработанное пространство заполняют породой из вышележащих отработанных этажей.

Для проветривания блоков воздух по откаточному штреку и вос­стающему поступает на подэтажный орт, расположенный в центре блока, и далее в подэтажные штреки. Загрязненный воздух соби­рается на подэтажных ортах, расположенных на флангах блока, и по фланговым восстающим выходит на вентиляционный штрек. Маши­нисты скреперных установок находятся на свежей струе воздуха. Бурильщики работают в восстающих или буровых камерах, распо­ложенных вблизи подэтажных штреков. Условия проветривания рабочих мест бурильщиков хуже, чем скреперистов, так как про­ветриваются они (рабочие места) за счет диффузии и сжатого воздуха, поступающего в выработки при работе перфоратора.

Для безопасности перед началом смены бурильщик должен обобрать кровлю в выработке, из которой ведет бурение шпуров.

Технико-экономические показатели. Потери руды довольно вы­соки, так как выпуск ее производят под обрушившимися породами, и составляют 15—25%. Разубоживание обычно колеблется в пределах 10—20%. Извлечение руды можно повысить путем выпуска разубоженных руд с низким содержанием полезных компонентов. При этом разубоживание возрастает. Разубоженную руду в последу­ющем подвергают обогащению.

Расход леса очень мал и составляет сотые доли кубометра на 1 м^& выработанного пространства. Производительность труда высокая

и по рабочим забойной группы составляет 8—12 м³ в смену; в этом заключается достоинство системы.

Недостаток — высокие потери руды.

Подэтажное обрушение является основной системой разработки железных руд Криворожского бассейна.

4.8. Система этажного самообрушения

Сущность системы заключается в том, что рудное тело подсекают на площади, достаточной для последующего самообрушения руды в пределах блока на всю высоту этажа. Выше располагаются обру­шившиеся вмещающие породы. Руду выпускают через выпускные отверстия и доставляют к откаточным выработкам (рис. 4.14).

Рис. 4.14. Система этажного самооорушения

Применяют систему при разработке крутопадающих или гори­зонтальных месторождений мощностью более 40 м. Руда должна быть сильнотрещиноватой и склонной к обрушению в кусках раз­мером до 50—70 см, которые можно выпустить. Руда должна быть не склонной к слеживанию, самовозгоранию или окислению, так как в обрушенном виде она длительное время находится в блоке. Ценность руды должна быть невысокой, так как потери руды дости­гают значительных размеров. Поверхность должна допускать обру­шение. 251 когда обрушение развивается интенсивно, смотровых выработок не проходят.

Скреперные установки работают одновременно во всех штреках, поэтому производительность блока получается большой.

Если выпуск руды ведется чрезмерно интенсивно, то между сводом и обрушившейся рудой может образоваться свободное про­странство большой высоты. Это поведет к обрушению пород висячего бока и большому разубоживанию руды. Если выпуск руды прекра­тить, то обрушившиеся породы подопрут свод, и обрушение прекра­тится. Оно начинается вновь, когда будет возобновлен выпуск руды. Важную роль играют отрезные выработки. Если расстояние между ними выбрано правильно, то руда постепенно обрушается, и про­цесс протекает нормально. При чрезмерном сгущении отрезных выработок или отрезке магазинами возможно обрушение блока сплошным массивом без дробления руды. Возможен диаметрально противоположный случай — отрезные выработки пройдены на слиш­ком большом расстоянии. Это приводит к тому, что образуется устой­чивый свод, и обрушение прекращается. Чтобы вызвать обрушение руды, взрывают шпуры или скважины, пробуренные из отрезных выработок, или минные заряды, расположенные в этих же выра­ботках.

Следующий третий этап работ — это выпуск руды после того, как обрушение распространится до вышележащих пустых пород. Обрушившаяся руда непосредственно контактирует с пустыми поро­дами. Как и в предыдущий период, выпуск руды нужно вести равно­мерно по всей площади блока с таким расчетом, чтобы поверхность контакта руды и породы перемещалась вниз, оставаясь параллельной своему первоначальному положению. При таком выпуске потери и разубоживание руды будут минимальными.

Размер блока вкрест простирания равен мощности залежи, а по простиранию не превышает 40—50 м. С увеличением размера блока :по простиранию месторождения растет горное давление на днище блока и скреперные штреки, поэтому нельзя принимать блок чрез­мерно большим. Высоту этажа принимают равной 60—100 м.

Порядок отработки блоков. Шахтное поле разбивают на участки длиной 200—400 м. В каждом из таких участков отрабатывают одновременно по одному блоку, затем после полной отработки блока, заполнения выработанного пространства пустыми породами и их уплотнения приступают к отработке соседнего, блока. Нельзя одно­временно отрабатывать несколько блоков, расположенных рядом, так как при этом висячий бок приходит в движение на большом участке по простиранию месторождения и на днище блоков разви­вается большое горное давление. Это давление может оказаться рав­ным весу пород от горизонта, где ведутся работы до поверхности, а в отдельных участках, где на горизонте подсечки полностью не разрушены целики, на скреперные штреки передаются громадные сосредоточенные нагрузки, превышающие вес вышележащей толщи породы.

Блоки отрабатывают- один за другим, между блоками целиков не оставляют.

Проветривание блоков. Свежий воздух поступает по откаточным штрекам и ортам и по ходкам поднимается на скреперные штреки. Далее воздух движется по штрекам к центру блока и по коротким вертикальным выработкам опускается на вентиляционный орт, рас­положенный на уровне откаточного горизонта. На вентиляционный горизонт загрязненный воздух поднимается по вентиляционному восстающему, расположенному против центра блока. Вентиляцион­ные орты располагают ниже горизонта вторичного дробления, так как в центре блока возникает большое горное давление, и орт, расположенный на горизонте вторичного дробления, трудно предо­хранить от разрушения.

Проветривать приходится только скреперные штреки, так как рабочих в других выработках нет. Все скреперисты находятся на свежей струе воздуха. Условия проветривания нормальные.

Для безопасности размер блоков по простиранию месторождения должен быть не более 50 м, чтобы не вызывать чрезмерно большого горного давления. Нельзя одновременно отрабатывать блоки, рас­положенные рядом.

Технико-экономические показатели. Потери руды достигают 30 %. Разубоживание составляет 10—20% и определяется требованиями, предъявляемыми к качеству руды.

Малый расход леса и отсутствие буровзрывных работ, так как разрушение руды происходит под действием горного давления, предопределяют высокую экономичность системы. Производитель­ность труда рабочих забойной группы достигает 15—18 m^s в смену.

Достоинствами системы являются высокая производительность труда и малый расход леса.

Недостатки — высокие потери руды, весьма жесткие требования к условиям применения и трудность поддержания выработок на горизонте вторичного дробления.

Система этажного самообрушения широкого распространения не получила, так как для успешного применения системы требуются уникальные условия. Наибольшее развитие в СССР она нашла на руднике им. Дзержинского в Криворожском бассейне в 1952—1954 гг., когда удельный вес ее на этом руднике составлял 20—50%. Кроме того, ее применяли на Никитовском ртутном, Текелийском полиме­таллическом и Каджаранском молибденовом рудниках.

4.9. Способы разработки месторождений через скважины

Добыча соли через скважины. Поваренную соль получают из рас­творов, содержащих 305—310 г соли на 1 л раствора. Такой рассол получают растворением каменной соли на месте ее залегания под землей.

Рис. 4.15. Добыча полезных ископаемых через скважины:

α — каменной соли противоточным методом; б — каменной сопи методом гидровруба

Применяют два способа —· противоточную систему и метод гидровруба.

Противоточная система (рис. 4.15, а). Залежь каменной соли вскрывают скважиной, которую пробуривают с поверхности земли до кровли соляного пласта. Диаметр скважины 200—250 мм. В скважину вставляют обсадную трубу и промежуток между стенками скважины и обсадной трубы тампонируют цементным раствором. Испытывают скважину на герметичность и затем углубляют ее почти до почвы пласта (недобуривают ее до почвы пласта на несколько метров). Вторую трубу меньшего диаметра помещают концентри­чески внутри первой и опускают на такую глубину, чтобы конец ее находился в нескольких метрах от почвы пласта. По кольцевому пространству между трубами нагнетают воду, которая растворяет соль. Рассол поднимается на поверхность по центральной трубе и далее подается на завод по трубопроводу. Количество скважин на соляном промысле определяется производительностью завода. Скважины бурят по сетке 200 X 200 м.

При противоточном способе у почвы пласта скапливается насы­щенный раствор, у кровли насыщенность раствора меньше. Это приводит к тому, что интенсивность растворения соли у кровли пласта значительно выше, чем у его почвы. В течение примерно года диаметр кровли образовавшейся камеры достигает 75—90 м. Камера приобретает форму опрокинутого конуса. Породы кровли обрушаются и падают на почву камеры. Поверхность, по которой происходит растворение соли, покрывается породой, и производительность скважины падает. Постепенно скважина выходит из строя. Незави­симо от мощности пласта срок службы скважины составляет 5— 8 лет.

Потери соли очень велики. При разработке пластов мощностью 30—40 м потери 90—95%, а при разработке пластов мощностью 200—300 м они еще больше и составляют 97—97,5%.

Производительность одной скважины составляет 3—7 м³ рассола в час с содержанием соли 305—306 г/л.

Существенными недостатками противоточного способа добычи соли через скважины являются весьма большие потери полезного ископаемого и малая производительность скважин.

Метод гидровруба. Для уменьшения потерь соли и повышения производительности скважин необходимо, чтобы камера, которая образуется вокруг скважин, во-первых, имела форму не конуса, а цилиндра, во-вторых, необходимо, чтобы пласт соли разрабаты­вался снизу вверх. В этом случае растворение соли будет переме­щаться вверх, пока не достигнет пород, расположенных над пластом. Потери уменьшатся, так как при цилиндрической форме камер в междукамерных целиках остается значительно меньше соли.

Чтобы вести разработку таким методом, нужно у почвы пласта произвести подсечку камеры по всей ее площади, а потом продол­жать развитие камеры снизу вверх. Для этой цели в камеру одно­временно с водой нагнетают воздух. Воздух создает «подушку» между водой и кровлей камеры, препятствует растворению соли в кровле камеры и позволяет у почвы пласта сделать невысокий вруб по всей площади камеры. Затем подачу воздуха прекращают и ведут растворение от почвы пласта к его кровле. Проф. П. А. Кулле (СССР) предложил для изоляции кровли применить нефть или ее производные (керосин, мазут), что позволит более точно регулиро­вать процесс растворения и не требует громоздких компрессорных установок.

При разработке пластов соли методом гидровруба скважину диаметром 250—300 мм пробуривают немного ниже кровли пласта (рис. 4.15, б). В скважину вставляют обсадную трубу и тампонируют промежуток между стенкой скважины и соседней трубой цементным раствором. После затвердения цемента и испытания скважины на герметичность ее углубляют до почвы залежи. В сква­жину помещают три концентрически расположенные трубы диамет­ром 100, 200 и 250 мм. Направление движения растворов стрелками показано на рис. 4.15. Рассол поднимается по центральной трубе диаметром 100 мм. В кольцевое пространство между трубами диамет­ром 100 и 200 мм подают воздух, в пространство между трубами 200 и 250 мм — нефть. По мере растворения соли подают нефть в таком количестве, чтобы у кровли камеры образовался ее слой толщиной 2—3 см. Для образования гидровруба в одной скважине расходуется 150 м³ нефти, причем после создания вруба около 100 м³ нефти возвращается на поверхность. Чтобы сделать вруб, в скважину подают 30 м³ воды в час в течение 400 суток.

Слой нефти между поверхностью воды и кровлей камеры предо­храняет кровлю от растворения, вследствие чего вода действует только в радиальном направлении, что приводит к образованию вруба высотой 1,5—2 м. После создания вруба начинается нормаль­ная эксплуатация скважины. Кровля камеры постепенно раство­ряется, и высота камеры увеличивается.

Потери соли составляют около 70%. Производительность сква­жины равна 25—50 л;.³ в час рассола с содержанием 306—312 г соли на 1 л. Срок службы скважины может составлять 40—60 лет.

Добыча серы через скважины. Сначала пробуривают скважину до кровли пласта серы и закрепляют ее обсадными трубами диамет­ром 250 мм (рис. 4.15, в). Скважину тампонируют цементом. Затем скважину углубляют до почвы залежи. В обсадную трубу вставляют еще три трубы, которые располагают одна внутри другой концентри­чески.

Одна из этих труб имеет диаметр 100 мм и служит для выдачи расплавленной серы. Эти две трубы доводят по почвы залежи. Через третью трубу диаметром 25 мм подают воздух, причем воздушную трубу опускают только немного ниже кровли залежи.

Водяная труба и труба для выдачи серы в нижней части на участке длиной 10 м имеют отверстия, которые нужны для того, чтобы вода могла проникнуть к сере, а расплавленная сера в трубу.

Процесс добычи серы состоит в том, что горячая вода при темпе­ратуре 160—170° С и давлении 10—18 am нагнетается в скважину и расплавляет серу, которая под давлением воды поднимается к кровле пласта и затем аэролифтом увлекается на поверхность.

Скважины бурят по сетке 45 X 45 м. Добыча серы через одну скважину составляет от 200 до 300 т в сутки. Расход воды в сутки составляет до 2000 м³. Получается чистая сера (примесей около 0,4%).

СПИСОК РЕКОМЕНДОВАНОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

1. Унифицированные типовые сечения горных выработок т. 1, К.: “Будівельник”, 1971. –416 с.

2. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. – Макеевка-Донбасс: МакНИИ, 1987. – 319 с.

3. Временные инструкции по расчету количества воздуха, необходимого для проветривания угольных шахт М.: “Недра”, 1966 г.

4. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. Учебное пособие для вузов / Сапицкий К.Ф., Дорохов Д.В., Зборщик М.П., Андрушко В.Ф. – 4-е изд., пере раб и доп. М., Недра, 1981.– 311 с.

5. Правила безпеки у вугільних шахтах. ДНАОП 1.1.30-1.01-96. – К.: Основа, 1996. –418 с.

6. Збірник інструкцій до правил безпеки у вугільних шахтах. Том 1. – К.: Основа, 1996. – 425 с.

7. Збірник інструкцій до правил безпеки у вугільних шахтах. Том 2. – К.: Основа, 1996. – 410 с.

8. Сметные нормы и расценки Украины. Сборник 35. Горнопроходческие работы, раздел VI. – Харьков, Южгипрошахт, 1999. –84 с.

9. Технологические схемы разработки пологих пластов на шахтах Украины. Руководящий нормативный документ Министерства угольной промышленности Украины. – 1998. – 244 с.

10. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых: Учебник для Вузов / Бондаренко В.И., Кузьменко А.М., Грядущий Ю.Б., Гайдук В.А., Колоколов О.В., Табаченко Н.М., Почепов В.Н. – Днепропетровск, 2003. – 708 с.

11.

12.

13.