CC BY
55
----------------------------- © С.О. Версилов, Ю.И. Разоренов,
В.П. Селезнев, В.Н. Игнатов, 2007
УДК 622.273.3:614.8
С.О. Версилов, Ю.И. Разоренов, В.П. Селезнев,
В.Н. Игнатов
О ПОВЫШЕНИИ БЕЗОПАСНОСТИ КАМЕРНОСТОЛБОВЫХ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ ПРИ ВЫЕМКЕ НАКЛОННЫХ РУДНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ
Основное достоинство камерно-столбовой системы разработки-простота, делающая её универсальной и позволяющая отрабатывать рудные залежи в различных горно-геологических условиях (при различных углах падения, вариациях мощности, наличии сбросов, разломов и других тектонических нарушений, характерных для наклонных рудных тел). Все технологические варианты в основном сводятся к оставлению в выработанном пространстве рудных целиков или возведению искусственных массивов, являющихся опорами налегающей толщи.
Однако камерно-столбовая система разработки имеет весьма существенный недостаток. Горнорабочие должны вести работы непосредственно в очистном пространстве, где существует достаточно высокая вероятность их травмирования отслоившимися породами кровли. В принципе, можно добиться более точного определения прочностных характеристик вмещающих руд и пород, от которых зависит достоверность расчетов основных параметров системы разработки: площади сечения рудных целиков и величины пролета очистных камер, что повышает безопасность горных работ за счет увеличения надежности. Тем не менее, риск травмирования горнорабочих остается достаточно высоким. Для реального повышения безопасности, необходимо изыскивать варианты, снижающие время пребывания горнорабочих в очистных камерах. Одно из возможных решений проблемы -применение двухстадийной выемки запасов. Например, отработать часть запасов на открытую камеру, а запасы второй
очереди, к которым будут относится запасы предохранительных целиков панельных выработок (междупанельных штреков скреперования) погасить с обрушением и выпуском руды через дополнительно пройденные выработки в лежачем боку.
Одним из технических решений, позволяющих сократить время пребывания людей в очистных камерах в первую стадию отработки запасов, является введение в очистной цикл взрывной доставки руды. Эта технологическая операция была испытана в производственных условиях Урупского рудника (Карачаево-Черкесская республика). Горноподготовительные работы заключались в проходке рудного штрека или откаточного квершлага, блокового восстающего и дополнительных вентиляционных выработок, панельных штреков и отрезных сбоек. Нарезные выработки крепились железобетонными штангами длиной 1,8 м по сетке 0,8х0,8 м.
Отбитая руда силой взрыва практически полностью доставлялась на расстояние до 15 м в приемные конусы выпускных выработок и зону их самотека, поэтому дополнительной зачистки днища камеры не требовалось.
Подход к месту бурения и взрывания осуществлялся по отрезной сбойке с верхнего прилегающего к камере панельного штрека, или с нижнего, через соседнюю отрезную сбойку. При доставке скреперного блочка и троса, в случае обрыва последнего было рекомендовано пользоваться перекидной веревкой, что позволило исключить заходку людей в очистные камеры.
Основная причина, делающая опасной вторую стадию отработки - выпуск скреперными лебедками обрушенных запасов руды в целиках междупанельных выработок - частые зависания кусков руды у лобовины выпускной выработки из-за малой высоты подвижной части рудного потока, создаваемого скреперным ковшом. Кроме того, особенно опасные ситуации возникают при определении минимально допустимого содержания в руде полезных компонентов, по достижению которого необходимо прекратить процесс выпуска из определенной дучки. В этом случае горнорабочие или лица технического контроля должны брать пробы выпускаемой руды в непосредственной близости от выпускного отверстия.
Вся процедура довольно опасна, так как при этом существует риск травмирования людей кусками руды.
Перекрыть выработку, из которой выходит руда, на период взятия пробы на практике не всегда возможно из-за разрушения горловины дучки или ниши выпускной выработки. Более безопасной является организация процесса выпуска руды без контроля ее вещественного состава. В этом случае метод определения рациональных объемов извлекаемой руды, при котором содержание в руде полезных компонентов соответствует установленному уровню потерь и разубожива-ния, основан на оптимальном соотношении полуосей тел выпуска и сторон отбиваемого слоя руды, погашаемой во вторую стадию отработки. При такой организации процесса выпуска руды, горный мастер или другое лицо технического контроля обязано прекратить извлечение горной массы из выпускных выработок при достижении рассчитанного заранее объема горной массы. Это несложно сделать, учитывая количество рабочих циклов скреперного ковша или количество загруженных вагонеток.
Предлагаемый метод основан на установленных отечественными исследованиями следующих закономерностей:
- при выпуске, руда истекает из объемов, близких по форме к эллипсоидам;
- приближение формы обрушаемого слоя к форме тела выпуска позволяет улучшать качественные показатели извлекаемой руды за счет уменьшения объема потерянной руды и объема примешанных пустых пород.
С точностью достаточной для практических расчетов, применимых для условий отработки наклонных рудных залежей, соотношения сторон отбиваемых во вторую стадию слоев руды и полуосей тел выпуска, позволяющих максимально приблизить форму обрушаемого слоя к форме тела выпуска можно предоставить в виде численного выражения 1,28. При этом, большая и малая полуоси эллипсоида выпуска связаны между собой известным соотношением Ь =у1 а ■ р , где р - показатель сыпучести руды, который можно определить по эмпирической формуле: р = 1,5Кр -1,25 ,
где Кр - коэффициент разрыхления раздробленной взрывом руды.
Если высота обрушаемого во вторую стадию объема руды определяется мощностью руды (т), то с учетом соотношения 1,28 а = 0,64 т.
При подстановке в формулу для определения объема эллипсоида выпуска значений большой и малой полуосей, выраженных через мощность рудного тела, зависимость для определения рациональных объемов руды, по достижению которых необходимо прекратить выпуск, будет выглядеть следующим образом:
V = 2,15т2(1,2Кр -1) .
Например, при отработке рудного тела мощностью 9м и при Кр = 1,5, во вторую стадию отработки необходимо прекращать выпуск руды из каждой дучки после извлечения следующего объема руды:
V = 2,15 ■ 92 (1,2 ■ 1,5 -1) = 139 м3.
Таким образом, предлагаемые выше технические решения позволяют существенно повысить безопасность труда горнорабочих при выемке наклонных рудных залежей камерно-столбовыми системами разработки.
|— Коротко об авторах--------------------------------------------
Версилов С.О. - доктор технических наук, профессор кафедры БЖДиООС ЮРГТУ (НПИ),
Разоренов Ю.И. - доктор технических наук, зав. кафедрой подземной разработки МПИ ЮРГТУ (НПИ),
Селезнев В.П. - аспирант кафедры БЖДиООС ЮРГТУ (НПИ), Игнатов В.Н. - доктор технических наук, профессор, зав. кафедрой ОР МПИ ЮРГТУ (НПИ).
