Процессы очистных работ

А.Н.Любин ПРОЦЕССЫ ОЧИСТНЫХ РАБОТ Лекции для студентов специальности 130404 "Подземная разработка рудных месторождений" Апатиты 2011 Содержание Главы 1-9 (Модуль 2) Глава 1. Особенности рудных месторождений…………………………………. 1.1. Понятие о руде пи породе……………………………………………………… 1.2. Промышленная характеристика руд…………………………………………... 1.3. Горнотехническая характеристика рудных месторождений ………………. 1.4. Особенности рудных месторождений, влияющие на технологию их разработки……………………………………………………………………….. Глава 2. Потери и разубоживание при подземной добыче руд………………... 2.1. Виды потерь руды………………………………………………………………. 2.2. Виды разубоживания руды…………………………………………………….. 2.3. Показатели извлечения руды…………………………………………………... 2.4. Экономические последствия от потерь и разубоживания руды……………... 2.5. Нормирование потерь и разубоживания………………………………………. Глава 3. Основные параметры рудника…………………………………………. 3.1. Характеристика запасов руды…………………………………………………. 3.2. Производственная мощность рудника………………………………………… 3.2. Срок существования рудника………………………………………………….. Глава 4. Производственные процессы при подземной добыче руд…………… 4.1. Требования к разработке месторождений…………………………………….. 4.2. Классификация производственных процессов……………………………….. 4.3. Очистная выемка………………………………………………………………... Глава 5. Отбойка руды……………………………………………………………. 5.1. Механическая отбойка руды…………………………………………………… 5.2.Отбойка руды взрывом ВВ …………………………………………………....... 5.2.1. Отбойка руды шпуровыми зарядами .......................……………....... • Технологические схемы отбойки…………………………………... • Параметры шпуровой отбойки……………………………………. • Механизмы для бурения шпуров………………………………… • Заряжание шпуров…………………………………………………... • Расчет параметров шпуровой отбойки…………………………….. • Организация работ…………………………………………………... • Показатели шпуровой отбойки……………………………………... • Достоинства и недостатки шпуровой отбойки…………...………. 5.2.2. Отбойка руды скважинными зарядами……………………............... • Технологические схемы………………………………….................. • Параметры скважинной отбойки…………………………………… • Механизмы для бурения скважин………………………………….. • Заряжание скважин………………………………………………….. • Расчет параметров скважинной отбойки…………………………... • Улавливание бурового шлама………………………………………. • Сравнительная оценка и область применения скважинной отбойки…….................................................................................................... 5.2.3. Минная отбойка руды………………………………………………… • Технологические схемы…………………………………………….. • Параметры минной отбойки………………………………………... 5.2.4. Производство массовых взрывов……………………………………. • Документация на производство массового взрыва……………….. • Подготовка блока к массовому взрыву…………………………….. • Допуск людей к подготовке взрыва………………………………... • Монтаж взрывной сети……………………………………………… • Охрана опасной зоны………………………………………………... • Производство взрыва………………………………………………... • Мероприятия после взрыва…………………………………………. Глава 6. Выпуск руды…………………………………………………………….. 6.1. Виды выпуска руды…………………………………………………………….. 6.2. Выпускные выработки………………………………………………………….. 6.3. Особенности выпуска руды под обрушенными породами…………………... Глава 7. Вторичное дробление руды…………………………………………….. Глава 8. Доставка руды…………………………………………………………… 8.1. Способы доставки руды………………………………………………………... 8.2. Гравитационная доставка руды………………………………………………... 8.2.1. Доставка руды по очистному пространству………………………………… 8.2.2. Доставка руды по рудоспускам…………………………………………….. • Конструкция рудоспусков…………………………………………... • Параметры рудоспусков…………………………………………….. • Типы выпускных люков…………………………………….............. • Причины зависания руды в рудоспусках………………………….. • Предупреждение зависаний руды в рудоспусках…………………. • Ликвидация зависаний руды в рудоспусках……...……………….. Безопасность работ при эксплуатации рудоспусков……………………… 8.3. Скреперная доставка руды……………………………………………………... • Общие сведения…………………………………………………………....... • Технологические схемы скреперования…………………………………… • Производительность скреперной доставки………………………………... • Особенности технологии скреперования………………………………….. 8.4. Доставка руды самоходным оборудованием………………………………….. • Общие сведения………………………………............................................... • Погрузочные машины……………………………………………………….. • Подземные экскаваторы…………………………………………………….. • Самоходные вагоны…………………………………………………………. • Подземные автосамосвалы………………………………………………….. • Погрузочно-доставочные машины…………………………………………. • Производительность ПДМ………………………………………………….. • Дороги для самоходных машин…………………………………………….. • Размеры выработок для самоходного оборудования……………………... • Безопасность труда при работе на самоходных машинах ……….............. • Применение на доставке руды погрузочных машин на рельсовом ходу………........................................................................................................... • Сравнительная оценка применения на доставке самоходного оборудования….............................................................................................................. 8.5. Доставка руды питателями…………………………………………………...... • Общие сведения……………………………………………………………... • Технологические схемы…………………………………………………….. • Область применения питателей…………………………………………….. 8.6. Доставка руды конвейерами…………………………………………………… 8.7. Доставка руды силой взрыва…………………………………………………... 8.8. Комбинированные способы доставки руды…………………………………... Глава 9. Управление горным давлением………………………………………….. 9.1. Понятие о горном давлении……………………………………………………. 9.2. Способы управления горным давлением……………………………………… 9.3. Поддержание целиками………………………………………………………… 9.4. Поддержание отбитой рудой…………………………………………………... 9.5. Поддержание закладкой………………………………………………………... • Основные виды и способы закладки……………………………………........... • Инъекционная закладка……………………………………………………......... • Ледяная закладка…………………………………………………………............ • Блочная закладка…………………………………………………………............ • Условия применения управления горным давлением закладкой……….......... 9.6. Поддержание крепью…………………………………………………………… 9.7. Управление горным давлением обрушением вмещающих пород…………... Литература для изучения ................................................................................ Приложение 1 (Модуль 1)............................................................................... 6 6 7 8 11 13 13 14 15 16 18 19 19 21 24 26 26 28 29 31 32 37 39 48 69 72 86 86 88 89 94 96 96 96 96 97 108 114 127 129 132 134 135 135 135 136 137 138 137 138 145 146 Глава 1. ОСОБЕННОСТИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Раздел техники, который охватывает комплекс процессов, необходимых для извлечения из недр полезных ископаемых и их предварительной переработки, называется горным делом, а извлечение полезных ископаемых из недр – их добычей. 1.1. Понятие о руде и породе Полезные ископаемые, которые после извлечения подвергаются существенной переработке с целью дальнейшего их использования в различных областях человеческой деятельности, относятся к рудам. Рудой называется природное минеральное вещество, из которого экономически целесообразно при достигнутом технологическом уровне горного производства извлекать путём промышленной переработки различные металлы или минералы. Металл или минерал, ради которого производится разработка месторождения называется полезным компонентом. Содержание полезного компонента в рудах измеряется обычно процентами, но в рудах благородных компонентах в г/т (золото, платина) или в карат/т (алмазы). Горные породы, окружающие рудное тело (или внутри его), в которых не содержится полезный компонент или содержится, но в количестве, недостаточном для того, чтобы разработка месторождения в данных горно-геологических условиях при достигнутом уровне горного производства была экономически целесообразна, называются породой. Таким образом, понятия "руда" и "порода" - понятия относительные, так как граница между ними определяется экономической целесообразностью, зависящей от уровня технологии, условий разработки месторождения, места расположения его и других факторов. То минимальное содержание полезного компонента в руде, при котором цена извлечённого металла или минерала только окупает затраты на добычу и извлечение его называется минимальным промышленным содержанием (или бортовым содержанием). При отработке месторождения к извлекаемой части руды неизбежно примешивается пустая порода, а в некоторых случаях и (или) закладочный материал. Такая смесь называется рудной массой. Кроме того, при проходке полевых выработок отдельно извлекается порода. Извлечённая рудная масса с такой породой называется горной массой. 1.2. Промышленная характеристика руд По виду полезного компонента руды делятся на: - металлические (железные, марганцевые, медно-никелевые, свинцово-цинковые и т.д.); - неметаллические (калийные, серные, кимберлитовые, апатитовые и т. д.): - комплексные, в которых полезными компонентами являются как металлы, так и неметаллы (апатито-нефелиновые руды, полиметаллические руды с повышенным содержанием серы и др.) По числу типов полезных компонентов: - простые, которые разрабатываются из-за одного полезного компонента (железные, калийные, марганцевые, кимберлитовые и т.п.); - сложные, разработка которых производится для извлечения нескольких полезных компонентов; они в свою очередь делятся на: - полиметаллические (медно-никелевые, свинцово-цинковые, вольфрамо-молибденовые и т.д.); - комплексные (см. выше). По ценности руды делятся на: - бедные, - средней ценности; - ценные; - весьма ценные. Показателем ценности руды является разница между извлекаемой ценностью (тем доходом, которое получит предприятие после реализации добытой продукции) и всеми затратами на добычу и переработку этой продукции. Чем меньше эта разница, тем беднее руда. Чем больше эта разница, тем ценнее она. Четких границ между группами руд по ценности нет. Классификация руд по качеству приведена в табл.1.1. Таблица 1.1. Классификация руд по качеству Полезное ископаемое Качественный признак Тип руд по ценности Богатые ср. ценности бедные Железные руды Содержание железа и примесей Содержание железа более 50%, примеси в пределах нормы Содержание железа 40-50%, примеси в пределах нормы Трудно-обогатимые руды с содержанием железа менее 40% Марганцевые руды Минералогический состав Руды, пригодные для выплавки ферромарганца сразу или после обогащения Руды, пригодные для выплавки марганцовистых чугунов Руды, пригодные для подшихтовки при доменном процессе Медь, никель Содержание металла Более 3% 1-3% 0,5-1% Свинец Содержание металла Более 5% 2-5% 1-2% Олово Содержание металла Более 0,5% 0,2-0,5% 0,1-0,2% Молибден Содержание металла Более 0,3% 0,1-0,3% 0,05-0,1% Вольфрам Содержание WO2 Более 0,5% 0,2-0,5% 0,1-0,2% Кобальт, тантал, уран Содержание металла Проценты Десятые доли % Сотые доли % Золото, платина Содержание металла Сотни г/т Десятки г/т Единицы г/т 1.3. Горнотехническая характеристика рудных месторождений По крепости (способности горных пород сопротивляться механическому или взрывному воздействию) руды делятся на следующие группы: - мягкие, с коэффициентом крепости по шкале М.М. Протодьяконова f до 3 - 4, когда возможна и экономически эффективна механическая отбойка руды (соли, марганцевые, кимберлитовые и др. руды); - средней крепости с f до 8 -10, когда затраты на бурение при БВР имеют подчинённое значение; - крепкие с f до 14, когда при отбойке основные затраты приходятся на бурение скважин; - весьма крепкие с f свыше 15, когда основная доля затрат при очистной выемке приходятся на отбойку. По устойчивости (способности горных пород не обрушаться при обнажении их снизу на той или иной площади) руды различают: - очень неустойчивые, совсем не допускающие обнажений и требующие, как правило, опережающего крепления; - неустойчивые, допускающие небольшие обнажения площадью до 10м2 (при отношении длины обнажения к его ширине не более 2) и требующие поддержания вслед за выемкой; - средней устойчивости, допускающие обнажения на площади до 100м2, но при длительном стоянии требующие поддержания; - устойчивые, допускающие обнажения на площади до 600м2 и требующие поддержания в отдельных местах; - весьма устойчивые, допускающие обнажения на площади свыше 600м2 и не требующие поддержания. По форме рудные месторождения делятся на следующие группы: - пластовые, ограниченные двумя параллельными плоскостями (рис.1.1.1); обычно это месторождения осадочного или метаморфического происхождения (соли, марганцевые или железные руды и др.); - пластообразные, ограниченные двумя более или менее параллельными плоскостями с небольшими изменениями мощности рудного тела (рис.1.1.2.); - столбообразные, отличающиеся от пластообразных ограниченными размерами по простиранию, которые превышают мощность рудной залежи не более, чем в 5-6 раз; - трубообразные (трубки), отличающиеся от столбообразных формой поперечного сечения, близкого к эллипсу; - линзообразные (рис.1.1.3.); - жилы (трещины в земной коре, заполненные минерализованным веществом); по строению различают простые (рис.1.1.4.) и сложные: параллельные (рис.1.1.5.), сетчатые (рис.1.1.6.), ветвящиеся (см. рис.1.1.7.) и др.; - изометрические рудные тела, имеющие соизмеримые размеры в любом направлении: штоки (рис.1.1.8.), гнёзда (рис.1.1.9.); - другие формы, которые может создать природа (например, рис.1.1.10.). Рис. 1.1. Формы рудных месторождений: 1- пластовая: 2-пластообразная, 3-линзообразная, 4-простая жила, 5- параллельные жилы, 6-сетчатые жилы, 7-ветвящаяся жила, 8-шток, 9-гнезда,10-другая форма. По углу падения рудные месторождения делятся на следующие группы: - горизонтальные (с углом падения 0-30); - пологопадающие (3-120); - слабонаклонные (12-180); - наклонные (18-500); - крутопадающие (свыше 500). По мощности: - весьма тонкие, мощностью менее 0,8 м на пологом падении и 0,6 м на крутом; при добыче неизбежна подрывка пустых пород, так как Правилами безопасности оговорены вышеназванные минимальные размеры рабочего пространства; - тонкие, мощностью до 2м; наиболее удобная с точки зрения человеческого роста высота рабочего пространства; - средней мощности (до 5м); при такой мощности наиболее целесообразна отбойка руды шпурами; - мощные (до 15-20м); при крутом падении очистные камеры располагаются по простиранию месторождения; - весьма мощные (свыше 15-20м); камеры, как правило, располагаются вкрест простирания месторождения 1.4. Особенности рудных месторождений, влияющие на технологию их разработки Главной отличительной (от угольных) особенностью рудных месторождений является повышенная крепость руд, что предопределяет буровзрывной способ отбойки их от рудного массива. Важной отличительной способностью рудных месторождений является многообразие их форм залегания, что предопределяет большое количество систем разработок. Одной из отличительных особенностей морфологии рудных месторождений является вероятность значительного изменения мощности и углов падения рудной залежи в пределах одного месторождения (например, рис.1.2), что вызывает необходимость применения на одном руднике нескольких систем разработки с разной механизацией очистных работ. Рис.1.2. Сложная форма месторождения. Другими особенностями рудных месторождений, влияющими на технологию их разработки, являются: - наличие, как правило, полезного компонента во вмещающих породах, что в некоторых случаях допускает и экономически оправдывает небольшое примешивание их к извлекаемой части руды (разубоживание); - нечёткость контакта между рудой и породой, так как обычно они представлены одной горной породой, граница определяется бортовым содержанием полезного компонента и визуально такую границу определить весьма трудно; - изменчивость содержания полезного компонента по месторождению; в каждом добычном блоке или участке, как правило, своё среднее содержание полезного компонента, а рудник должен отправлять свою продукцию на обогатительную фабрику со строго регламентированным содержанием, что вызывает необходимость на рудниках управления качеством добываемой руды; - необходимость разработки на некоторых месторождениях нескольких сортов руды, что усложняет технологические схемы добычи, транспортировки и подъёма; - некоторые руды имеют специфические физические и химические свойства (слёживаемость, окисляемость, самовозгораемость), что необходимо учитывать при выборе технологии разработки месторождения. Глава 2. ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ ПРИ ПОДЗЕМНОЙ ДОБЫЧЕ РУД Все выявленные на месторождении запасы полезного ископаемого называются геологическими, а та часть геологических запасов, которая экономически целесообразна для разработки, называются балансовыми запасами. 2.1. Виды потерь руды При разработке месторождений неизбежно оставление в недрах части балансовых запасов месторождения. Величина их может быть менее 1%, но может достигать 30-50% и более. Не извлечённая часть балансовых запасов месторождения называется потерями. В соответствии с [1]1 все потери делятся на два класса: 1 класс. Общерудничные (общешахтные) потери - часть балансовых запасов, которая проектом не предусматривалась к отработке. Это потери руды в охранных целиках около капитальных выработок, скважин, под зданиями, техническими и хозяйственными сооружениями, водоёмами, водоносными горизонтами, коммуникациями, заповедными зонами, а также в барьерных целиках между шахтными полями. 2 класс. Эксплуатационные потери - это та часть балансовых запасов, которая проектом и планами горных работ предусматривалась к отработке, но не была извлечена. Этот класс состоит из двух групп потерь: Группа 2.1. Потери полезного ископаемого в массиве - это участки, зоны или части рудного массива, которые в результате ведения горных работ не были разрушены. К ним относятся различные целики (междублоковые, междукамерные, междуэтажные, панельные, поддерживающие и т.д.), а также различные зоны и участки рудной залежи (в кровле, почве, у висячего или лежачего боков, в местах выклинивания рудного тела или у геологических нарушений), специально оставляемые или неразрушенные из-за неточности отбойки. Группа 2.2. Потери отбитого полезного ископаемого. К ним относятся остатки отбитой руды на почве камер, очистных пространств, в выпускных выработках, в местах погрузки и разгрузки, складирования, сортировки и на транспортных путях горного производства. Но доля их невелика. Значительную часть теряемой отбитой руды составляют потери при массовом выпуске руды под обрушенными породами, если такой выпуск предусмотрен технологией отработки месторождения. При таком выпуске (рис.2.1) сначала извлекается чистая руда, но наступает момент (линия 2 на рис.2.1), когда вместе с чистой рудой выпускается и пустая порода - начинается разубоживание; причём с каждой последующей дозой выпуска количество в ней породы увеличивается и наступает момент (линия 3), когда содержание полезного компонента в извлекаемой рудной массе снижается до предельно допустимых значений и выпуск руды вынуждены прекратить. При этом в выработанном пространстве, заполненном обрушенными породами, между выпускными выработками остаётся “чистая” руда - потери. 2.2. Виды разубоживания В процессе извлечения руды неизбежно снижение содержания полезного компонента в ней или потеря качества её. Это называется разубоживанием. Основной причиной разубоживания является примешивание пород или закладочного материала. Такое разубоживание иногда называют засорением. Это происходит: Рис.2.1. Схема выпуска руды под обрушенными породами (1 - граница между отбитой рудой и обрушенными породами перед началом выпуска руды, 2 – та же граница в процессе выпуска, 3 – положение границы на момент окончания выпуска, 4 – потери отбитой руды) - при массовом выпуске под обрушенными породами; - из-за неточности отбойки руды; - при сдирании закладки ковшом при погрузке руды; - при увеличении выемочной мощности за счёт отбойки вмещающих пород при разработке весьма тонких жил с целью создания необходимых по Правилам безопасности размеров рабочего пространства, а также при наличии в рудной залежи пропластков пустых пород - так называемое конструктивное разубоживание; и др. Однако, снижение содержания полезного компонента в добываемой рудной массе (сокращённо, в добытой руде) может происходить и без примешивания пород или закладки. Например, при выщелачивании полезного компонента в отбитой руде шахтными водами или из-за потерь богатой рудной мелочи при транспортировке. Но эта доля в общем разубоживании невелика. 2.3. Показатели извлечения руды Для характеристики полноты и качества добываемой руды используют следующие показатели: - коэффициент извлечения из недр полезного компонента , (2.1) где Д - количество добытой руды, т; Б - количество погашаемых при добыче балансовых запасов руды, т; а и с - содержание полезного компонента, соответственно, в добытой руде и балансовых запасах, % ; - коэффициент изменения качества ; (2.2) - коэффициент разубоживания (по металлу) или рм= 1 - Кк , (2.3) этот показатель отражает потери качества руды; - коэффициент потерь полезного ископаемого (если размерность его в долях ед.) или потери, если в процентах; (2.4) где П - теряемая часть балансовых запасов, т; показывает долю оставляемой в недрах части балансовых запасов. На практике часто трудно, а иногда и невозможно (например, при массовом выпуске руды под обрушенными породами) определить величину П. Решая систему уравнений балансов количества добываемой руды Д = Б - П + В, где В - количество примешанных пород, т, и количества добываемого полезного компонента Да = Бс - Пс + Вв нетрудно доказать, что ,поэтому на практике коэффициент потерь рассчитывают по формуле: ; (2.5) - коэффициент разубоживания (по руде), измеряется в долях ед. или разубоживание по руде, если измеряется в процентах; показывает долю примешанных пород (В) в добытой руде (Д), то есть (2.6) Так как В определить на практике либо трудно, либо невозможно, аналогично предыдущему можно доказать, что . (2.7) Из анализа формул (1.3) и (1.7) видно, что эти разные по физической сущности коэффициенты разубоживания совпадают по величине только в случаях, когда во вмещающих породах не содержится полезный компонент, что при разработке рудных месторождений встречается редко. 2.4. Экономические последствия от потерь и разубоживания руды Экономические последствия от потерь и разубоживания заключаются не только в ущербе от недоизвлечения полезного ископаемого и перемещении и переработке породы, но и в определённом возмещении за счёт применения, как правило, более дешёвой технологии разработки месторождения. Поэтому при выборе технологии учитывают не только затраты на извлечение, но и экономические последствия в виде ущерба и возмещения, и в соответствии с этим для каждого горного предприятия устанавливаются свои экономически обоснованные (нормативные) показатели извлечения. Показатели Кн и Кк используются для экономической оценки потерь и разубоживания, а п и рр являются нормативными для каждого горного предприятия. Все показатели - отчётные. Сущность экономического ущерба от потерь металла заключается в том, что отрабатывая балансовые запасы руды, рудник получает определённый доход (прибыль). При потере запасов руды рудник несёт ущерб от потерь металла. Тем самым экономический ущерб от потерь представляет собой недополученный из-за этих потерь доход и поэтому может приниматься равным разности между возможной ценностью конечного продукта, которую можно было бы получить из оставленной в недрах (потерянной) руды, и затратами, которые потребовались бы в этом случае, чтобы завершить добычу и переработку руды до стадии получения конечного продукта: рудной массы, концентрата или чернового металла в зависимости от того, что горнорудным предприятием продаётся потребителю по установленным ценам. Удельный экономический ущерб от потерь (руб. на 1т балансовых запасов руды) можно определить следующим образом: , руб/т (2.8) где - экономический ущерб от оставления в недрах 1 т руды, руб/т; п – коэффициент потерь, доли ед.; цп – ценность конечного продукта, которую можно было бы получить из 1 т потерянной руды, если бы её добыли, руб/т; сп – затраты, которые потребовались бы для добычи и переработки потерянной руды, руб/т. Экономический ущерб от разубоживания руды заключается в том, что, во-первых, возрастает количество подлежащей выдаче на поверхность и переработке рудной массы, а во-вторых, ухудшается извлечение металла при переработке, поскольку из-за вызванного разубоживанием увеличения количества и снижения качества рудной массы растёт количество металла, которое уносят с собой в хвосты вмещающие породы. Из-за разубоживания рудник несёт экономический ущерб в связи с тем, что, во-первых, нужно добыть и переработать примешанные к руде вмещающие породы, а, во-вторых, снижается ценность конечного продукта из-за увеличения потерь металла в хвосты обогащения. Удельный экономический ущерб от разубоживания (руб. на 1 т балансовых запасов руды): , руб/т (2.9) где - ущерб от примешивания к руде 1 т породы, не содержащей металла, руб/т; р – коэффициент разубоживания, доли ед.; ср – затраты на завершение добычи и переработку породы, примешанной к руде, руб./т; цр – снижение ценности конечного продукта за счёт вызванного разубоживанием уменьшения извлечения металла при обогащении, руб/т. 2.5. Нормирование потерь и разубоживания Общая процедура нормирования показателей извлечения руды из недр заключается в следующем. На стадии проектирования для каждой выемочной единицы (очистного блока) отбирают конкурентно способные системы разработки. По каждому варианту обосновывают величины потерь и разубоживанию, которые могут иметь место при правильном применении этого варианта в данных условиях. Оптимальный вариант системы разработки для каждого блока выбирают из условия (критерия оптимальности): сср + уп + ур → min , (2.10) где сср – сравнительные затраты (издержки производства), руб/т; уп – ущерб от потерь руды, руб/т; ур – ущерб от разубоживания, руб/т. Прогнозируемые (выбранные) для оптимального варианта показатели извлечения руды и принимаются за нормативные потери и разубоживание. С установленными нормативными показателями потерь и разубоживания в последующем сравнивают фактические (отчётные) показатели. За сверхнормативные потери в обязательном порядке применяют экономические санкции, а виновных должностных лиц привлекают к ответственности. Глава 3. ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ РУДНИКА К основным параметрам рудника относятся: - промышленные запасы месторождения; - производственная мощность рудника; - срок существования рудника. 3.1. Характеристика запасов полезных ископаемых Запасы полезного ископаемого являются одним из основных факторов, влияющих на промышленную оценку месторождения, на масштаб и срок деятельности горнодобывающего предприятия. Подсчет запасов руды и содержащихся в ней полезных компонентов производится на основании разведочных данных. По степени разведанности все запасы делятся на четыре категории - А, В, С1 и С2. Запасы категории А вполне разведаны в геологическом и гидрогеологическом отношении. Они оконтурены скважинами и выработками, в них выявлено содержание полезных компонентов и сорта руд, а также установлена технология их разработки. Запасы категории В разведаны и оконтурены, изучены условия залегания, типы и сорта полезного ископаемого, качественная и технологическая характеристика без детализации. В достаточной степени выявлена гидрогеология. Запасы категории С1 разведаны на основании редкой сетки скважин или выработок. Типы руд, качественная и технологическая их характеристики не выявлены в достаточной степени, особенно в сложных месторождениях. Общие условия разработки и гидрогеологические условия изучены предварительно. Запасы категории С2 примыкают к запасам, разведанным по категориям А, В, и С1, а также запасы, предполагаемые по геологическим и геофизическим данным, подтвержденным данными опробования из отдельных скважин и выработок. Запасы полезного ископаемого в пределах разведанной части месторождения называются геологическими. В свою очередь геологические запасы по возможности использования подразделяются на балансовые и забалансовые. Балансовые запасы - это запасы, которые удовлетворяют промышленным кондициям, или иными словами выгодны для разработки по целому комплексу горнотехнических и экономических факторов. Забалансовые запасы - это запасы, которые вследствие низкого содержания, разработки рудных тел в сложных горно-геологических условиях, из-за ряда других факторов непригодны для использования в настоящее время, но могут быть использованы в дальнейшем при изменении кондиций или создании новых технологий. Промышленные кондиции в условиях рыночной экономики устанавливаются отдельными горнодобывающими предприятиями или объединением предприятий в соответствии со спросом и ценой на добываемый вид полезного компонента, условиями разработки и техническим оснащением данного предприятия. Составление проектов, а также реконструкция действующих рудников производится на основе балансовых запасов полезного ископаемого категорий А, В и С1, утвержденных Государственной комиссией по запасам. В балансовые запасы включаются промышленные запасы, которые подлежат извлечению, и общерудничные или проектные потери. Величина промышленных запасов зависит от размеров месторождения и может быть рассчитана по формулам: - для горизонтального месторождения Q = S  m  р , т (3.1) - для наклонных и крутопадающих месторождений , т (3.2) где S - площадь месторождения, м2; m - мощность рудного тела (нормальная), м; р - плотность руды в массиве, т/м3; L - длина рудного тела по простиранию, м; H - вертикальная высота рудного тела, м;  - угол падения рудного тела, град. Планомерная и эффективная разработка месторождения возможна при условии строгой увязки во времени и пространстве трех стадий подземной разработки: вскрытия - проведения вскрывающих выработок, открывающих доступ с поверхности ко всему рудному телу или части его и обеспечивающих возможность проведения подготовительных выработок; подготовки - проведения подготовительных выработок, которыми вскрытая часть месторождения разделяется на выемочные участки (этажи, блоки, панели, столбы), и нарезных выработок, проводимых в выемочном участке для обеспечения добычи руды; извлечения руды - комплекса производственных процессов по добыче руды от отбойки до выдачи на поверхность, основным из которых является очистная выемка - технологических процессов по извлечению руды в выемочном участке. В соответствии с этим промышленные запасы в зависимости от степени подготовленности делятся на следующие группы: вскрытые - запасы руды в разрабатываемом месторождении или его части, находящиеся выше горизонта подсечения их вскрывающими (горно-капитальными) выработками; подготовленные - запасы руды вскрытой части месторождения, в которой пройдены подготовительные (горно-подготовительные) выработки, предусмотренные принятой системой разработки; готовыми к выемке - запасы руды, подготовленные к очистной выемке на добычных участках или в блоках, в которых полностью пройдены нарезные выработки, необходимые для производства очистной выемки. Вскрытыми могут оказаться запасы всего месторождения, если оно горизонтальное, пологопадающее или небольших размеров по падению; в других случаях количество вскрытых запасов определяется проектом. Обеспеченность подготовленными запасами рекомендуется принимать не менее, чем на 2 - 3 года работы рудника. При решении вопросов проектирования горных работ пользуются нормативами запасов, определяемых по планируемым средним показателям систем разработки 3.2. Производственная мощность рудника Производственная мощность определяется количеством полезного ископаемого в тоннах, добываемым за определённый период работы горного предприятия (за смену, сутки, месяц, год). На рудниках принято за период принимать год. Поэтому ее часто называют годовой производительностью рудника. Она оказывает влияние на все основные элементы строящегося и действующего горного предприятия: на сечения, объемы, конструкцию основных горных выработок, на размеры и оснащение наземного комплекса зданий и сооружений, на мощность и количество используемых машин и механизмов, на производительность обогатительных фабрик, на количество работающих, на объем жилищного и культурно-бытового строительства и т. д. От годовой производительности горного предприятия зависит размер капитальных вложений на его строительство или реконструкцию, себестоимость добычи и переработки 1 т полезного ископаемого, приведенные затраты, ожидаемая или получаемая прибыль, эффективность капиталовложений и другие технико-экономические показатели. Производительность современных горных предприятий колеблется в значительных пределах: от очень мелких (до 100 тыс.т/год) до крупных (более 5 млн.т/год). Наиболее распространены горнорудные предприятия с производительностью от 0,5 до 3 млн.т/год. Величина годовой добычи проектируемого и действующего предприятия зависит от размеров, запасов, условий залегания месторождения, от технологии и организации горных работ, то есть от горных возможностей. Для рудных тел с углом падения более 300 годовая производительность рудника по горным возможностям А определяется по формуле , т/год (3.3) где v - среднее годовое понижение уровня выемки, м; К1 , К2 , К3 и К4 - поправочные коэффициенты к величине годового понижения в соответствии с углом падения, мощностью рудных залежей, применяемыми системами разработки и числом этажей, находящихся одновременно в работе; Sг - средняя горизонтальная рудная площадь этажа, м2;  - плотность руды, т/м3; п и р - коэффициенты соответственно потерь и разубоживания руды при её добыче. Годовое понижение уровня выемки v зависит от горизонтальной рудной площади этажа (Lшп - длина шахтного поля по простиранию, м; mг - горизонтальная мощность рудного тела, м; m - нормальная мощность рудного тела, м;  - угол падения рудного тела, градусы) следующим образом: Sг, тыс. м2 менее 5 5-12 12-25 более 25 v, м/год 30 30-25 25-22 15 Поправочный коэффициент К1 определяется углом падения рудного тела  : , град. 90 60 45 30 К1 1,2 1,0 0,9 0,8 Поправочный коэффициент К2 определяется мощностью рудного тела: m, м  3 3 - 5 5 - 15 15 - 25  25 К1 1,3 1,2 1,0 0,8 0,6 В зависимости от применяемых систем разработки поправочный коэффициент К3 и ориентировочные показатели потерь и разубоживания имеют следующие значения: Система разработки К3 П, доли ед. Р, доли ед. С открытым выработанным пространством без выемки целиков 1,0 0,3 - 0,5 0,05 - 0,1 С открытым выработанным пространством с выемкой целиков 1,0 0,08 - 0,12 0,12 - 0,15 С магазинированием 1,0 0,05 - 0,1 0,1 - 0,15 С креплением 0,9 0,05 - 0,07 0,05 - 0,1 С закладкой 0,8 0,02 - 0,05 0,05 - 0,1 Со слоевым обрушением 0,8 0,03 - 0,05 0,05 - 0,07 С этажным обрушением 1,0 0,1 - 0,15 0,15 - 0,2 С подэтажным обрушением 1,0 0,07 - 0,15 0,07 - 0,15 Поправочный коэффициент К4 определяется числом этажей Nэ, находящихся в одновременной отработке: Nэ 1 2 3 К4 1,0 1,2 - 1,5 1,5 - 1,7 Для рудных тел с углом падения менее 300 годовая производительность рудника по горным возможностям А определяется по формуле А = S Кп , (3.4) где S - горизонтальная рудная площадь месторождения, тыс.м2 , Кп - коэффициент использования рудной площади, ki -доля применяемых систем разработки в общем объеме добычи руды рудником, доли ед., di -производительность блока или панели в зависимости от применяемой системы разработки, т, Si - площадь блока или панели в очистной выемке в зависимости от применяемой системы разработки, тыс.м2. Коэффициент использования рудной площади зависит от горизонтальной рудной площади месторождения: S, тыс.м2 5-10 10-20 20-50 50-100 100-200 200-400  400 Кп 0,35-0,27 0,27-0,23 0,23-0,17 0,17-0,13 0,13-0,09 0,09-0,06 0,06 Для камерно-столбовых систем ориентировочно производительность выемочного участка составляет 360 - 720 тыс. т/год, а его площадь 30-60 тыс. м2. Для столбовых систем разработки соответственно 720 - 1200 тыс. т/год и 60 - 90 тыс. м2. Помимо понятия годовой производительности по горным возможностям существует понятие экономически целесообразной или оптимальной годовой производительности, при которой возможно получение наиболее высоких экономических показателей разработки месторождения. Экономически целесообразная годовая производительность может быть примерно рассчитана по эмпирической формуле: А = Кр Бз0,765 , млн. т/год, (3.5) где Кр - коэффициент условий разработки ( Кр = 0,1 при легких и Кр = 0,075 при сложных условиях горных работ и большой глубине), Бз - балансовые запасы, млн т. 3.3. Срок существования рудника При известной расчетной годовой производительности рудника срок его существования (без учёта на развитие и затухание горных работ) составляет: Т = , лет (3.6) где Бз - балансовые запасы, т, А - годовая производительность рудника, т. Рассчитанный срок существования рудника должен быть больше минимально допустимого, при котором обеспечивается наиболее благоприятное соотношение между капитальными затратами и эксплуатационными расходами. Рекомендуются следующие значения производительности рудника в зависимости от срока его существования. Проектная мощность рудника, млн.т 0,1-0,5 0,5-1,0 1,0-3,0 3,0-5,0 5,0-7,0 7,0-10 10-15 Минимальный срок существования рудника, лет 10-20 20-25 25-30 30-35 35-40 40-45 45-50 Примечание: Если рудник входит в состав горно-обогатительного комбината или другой производственной единицы, включающей в себя комплекс обогащения полезного ископаемого, табличное значение срока его существования следует увеличивать на 20-30 % . Экономически оптимальные сроки отработки запасов можно принимать на основе практики проектирования горных предприятий, руководствуясь критерием приведенных затрат: для месторождений мелкого масштаба - с разведанными запасами до 5 - 10млн.т - в пределах 10 - 25лет; для месторождений среднего масштаба - с запасами от 10 - 15 до 40 - 50млн. т - 15 - 40лет; для крупных месторождений с запасами более 50млн. т - 30 - 60лет. Минимальные сроки отработки, т.е. 10лет - для мелких месторождений, 15лет для средних и 30лет - для крупных, рекомендуется принимать при сочетании следующих условий: при запасах, близких к нижнему пределу для рассматриваемой группы; при высокой ценности и спросом на данный вид полезного ископаемого; при благоприятных условиях строительства горного предприятия и небольших капиталовложениях в строительство; при возможности выгодного использования производственных фондов и жилья, остающихся после ликвидации горного предприятия; при наличии надежных перспектив прироста запасов месторождения за счет его доразведки по площади и в глубину. Максимальные сроки - 25; 40; 60лет - характерны для месторождений с сочетанием условий, противоположных указанным выше. Средние сроки отработки соответствуют сочетанию благоприятных и неблагоприятных условий. Глава 4. ПРОИЗВОДСВЕННЫЕ ПРОЦЕССЫ ПРИ ПОДЗЕМНОЙ ДОБЫЧЕ РУД 4.1. Требования к разработке месторождений К разработке месторождений предъявляются следующие требования: 1. Безопасность работ и соблюдение необходимых санитарно-гигиенических условий. Это — главное и безусловное требо­вание как для работающих в подземном руднике, так и для населения (ог­раждение зон возможных провалов земной поверхности; пред­отвращение сейсмической опасности для поселка при массовых взрывах; расположение воздуховыдающих шахтных стволов и породных отвалов, исключающее запыление поселка и т. П.). 2. Недопущение сверхнормативных потерь полезных иско­паемых, а также выборочной отработки участков месторожде­ний с богатой рудой или особенно легкими условиями работ, если это приведет к необоснованным потерям балансовых запа­сов полезных ископаемых или существенно затруднит последую­щую разработку их. Сохранение забалансовых запасов, если это не связано с чрезмерными затратами. 3. Максимальная интенсивность отработки вскрытых и под­готовленных участков месторождения. 4. Минимальные издержки производства и максимальная производительность труда на добыче руды (при соблюдении нормативов потерь и разубоживания руды). 5. Выполнение производственной программы по количеству и качеству добываемой рудной массы. 6. Комплексное использование месторождения, т. Е. воз­можно более полное использование всех типов руд, а также вынимаемых попутно пустых пород, которые могут быть приме­нены для производства строительных материалов, сооружения дорожных покрытий и т. П. Это требование может быть выпол­нено лишь при комплексном решении соответствующих вопросов добычи и переработки руд, производства стройматериалов, поставок материалов для дорожного строительства и т. П. Иногда для комплексного использования требуется выдавать руду двух или нескольких сортов. Шахтные воды, содер­жащие полезные компоненты, должны пройти переработку для извлечения этих компонентов (например, выщелачивание меди). 7. Постоянное во времени (точнее, изменяющееся лишь в небольших пределах) качество рудной массы во избежание уве­личенных потерь полезного компонента при ее переработке. В связи с этим должны соблюдаться определенные пропорции в добыче рудной массы из различных частей месторождения с разным качеством руды. На отдельных предприятиях нет необ­ходимости в соблюдении этого требования в связи с постоян­ством качества руды, или особой технологией обогащения руд, или наличием усреднительного склада между рудником и обо­гатительной фабрикой. Иногда возникают те или иные требования к гранулометрическому составу руды. Так, металлургическому переделу бога­тых железных руд благоприятствует минимальное содержание мелких фракций. 8. Охрана месторождения полезных ископаемых от затопле­ния, обводнения, пожаров и от других нарушений, снижающих качество полезных ископаемых и промышленную ценность ме­сторождений или осложняющих их разработку и приводящих к значительным потерям руды. 9. Возможное использование старых горных выработок для нужд народного хозяйства (под парниковое хозяйство, склады, газо- и нефтехранилища и для других целей). К охране окружающей среды относятся следующие требо­вания: 1. Охрана атмосферного воздуха, земель, лесов, вод и дру­гих объектов природной среды, а также зданий и сооружений от вредного влияния работ, связанных с использованием недр. 2. Исключение вредного влияния отходов горного производства на окружающую среду. Для обеспечения этого хвосты обогащения и получаемую попутно пустую породу, не используемую для производства стройматериалов и т. П., следует применять для закладки выработанного пространства, причем это особенно важно для калийных рудников во избежание засоления почвы. Вредные отходы производства должны быть захоронены. Сбра­сываемые шахтные воды с вредными примесями должны пройти очистку перед сбросом. Отработанный воздух должен выда­ваться из рудников в таких местах, откуда он не может отно­ситься ветром на поселок. 3. Сохранность заповедников, памятников природы и куль­туры от вредного влияния работ, связанных с пользованием недр. 4. Приведение земельных участков, нарушенных при пользо­вании недрами, в безопасное состояние, а также в состояние, пригодное для использования их в народном хозяйстве. Осо­бенно это относится к пахотным землям. 4.2. Классификация производственных процессов Добыча руд, как и вообще выработка какой-либо продукции, подразделяется на производственные процессы, без которых добыча руды невозможна и которые, в свою очередь, делятся на технологические (выполнение некоторых не обязательно в зависимости от технологии добычи) и рабочие процессы и далее на операции. Де­ление это условное, детальность его тем меньше, чем выше уро­вень, на котором рассматриваются работы. Так, в отраслевом министерстве нередко рас­сматривают добычу руд в целом, как единый технологический процесс, подразумевая, что он состоит из рабочих процессов отбойки руды, доставки ее и т. д., тогда как в масштабе руд­ника отбойка руды и ее доставка считаются технологическими процессами, а рабочими процессами будут бурение, заряжание, взрывание и т. п. Но для производственного участка рудника бурение, заряжание и взрывание будут процессами технологи­ческими. Для уровня подземного рудника классификация производственных процессов следующая. I. Основные технологические процессы (объект работ — руда или породы) 1.1. Проведение горных выработок: - горно-капитальных; - горно-подготовительных; - нарезных. 1.2. Очистная выемка, включающая технологические процессы: - отбойка руды; - выпуск руды; - вторичное дробление руды; - доставка руды; - управление горным давлением; 1.3. Управление качеством рудной массы. 1.4. Подземный транспорт руды и породы. 1.5. Подземное дробление руды (при шпуровой отбойке руды может не выполняться). 1.6. Подъем руды и породы. 1.7.Складирование руды на поверхности и размещение породы в отвалах. 2. Вспомогательные процессы (обеспечи­вают возможность выполнения основных процессов). 2.1. Вентиляция рудника 2.2. Водоотлив 2.3. Энергоснабжение электроэнергией и сжатым воздухом 2.4. доставка рабочих, материалов и оборудования 2.5. Геологическое и маркшейдерское обеспечение горных работ 2.6. монтажные и ремонтные работы 4.3. Очистная выемка Очистная выемка или очистные работы – это комплекс технологических процессов, которые выполняются в добычном блоке или участке для извлечения руды. Этот комплекс включает: - отбойку руды (точнее, отделение руды от горного массива); - доставку руды; - управление горным давлением. Нет такой технологии при подземной добыче руды, при которой бы не выполнялся хотя бы один из вышеперечисленных процессов. Кроме того, в зависимости от принятой технологии могут выполняться выпуск руды и вторичное дробление. На долю очистных работ приходится 20—40% затрат труда. По уровню механизации и автоматизации в добыче руд очист­ная выемка занимает как бы промежуточное положение: ниже транспорта, подъема, водоотлива и других стационарных процессов, но выше вспомогательных работ — ремонта, мон­тажа и демонтажа, доставки материалов и оборудования. Доля участия очистных работ в общих затратах труда по руднику более или менее стабильна во времени. 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. Поэтому решения должны приниматься по комплексу взаимосвязанных процессов. Глава 5. ОТБОЙКА РУДЫ Под отбойкой понимается отделение части руды от массива с одновременным дроблением ее на куски. При подземной добыче руд применяются следующие способы отбойки: - механическая; - взрывная (шпурами, скважинами, минная); - самообрушением; - специальные (гидравлическая, электрофизические) Способы отбойки достаточно разнообразны, имеют свои особенности развития и связаны с преобладанием крепких руд. Так, на подземных рудниках цветной металлур­гии удельный объем крепких руд составляет около 65%, в том числе очень крепких более 25%; да и в сравнительно мягких рудах часто встречаются крепкие пропластки. Первой стали применять механическую отбойку, но с по­явлением взрывного способа она осталась преимущественно лишь в мягких рудах. В начале века для нее стали использо­вать отбойные молотки, затем врубовые машины, а с шестиде­сятых годов комбайны. Механическая отбойка применяется в мягких рудах, а в перспективе может применяться при коэффициенте кре­пости 6—8 и даже в крепких рудах. Удельный вес механичес­кой отбойкой в ближайшие 10—20 лет, по-видимому, не будет превышать 12—15 % от общего объема добычи, так как прео­бладают крепкие руды и к тому же в мощных месторождениях взрывная скважинная отбойка особенно технологична (весь массив блока можно разбурить из небольшого числа вырабо­ток и взорвать сразу или крупными частями). При крепкой руде взрывной способ менее энергоемок, чем другие, и остается основным (около 85%) на неопределенно долгий срок. Самообрушение руды применяют редко. Суть способа заключается в том, что подсеченный массив разрушается под действием силы тяжести и давления вышележащих пород. Гидравлическую отбойку испытывали при разработке мало­мощных пологих пластов марганцевых руд. Причиной отказа от нее послужило в первую очередь оседание на почве залежи наиболее тяжелых частиц, обогащенных металлом. Электрофизические способы находятся в стадии разработки. К отбойке руды предъявляются следующие требования: 1. Безопасность работ, особенно при взрывной отбойке. 2. Минимальные материально-трудовые затраты на отбойку. 3. Хорошее качество отбойки, а именно: - возможно более полная отбойка в проектных контурах вы­емки; - минимальные законтурные разрушения массива как рудного, во избежание его самообрушения и плохого дробления после­дующими взрывами, так и породного, во избежание разубоживания отбитой руды; - хорошее дробление руды, т. е. отсутствие или минимальный выход слишком крупных кусков (негабарита), требующих вто­ричного дробления; обычно желателен и минимальный выход мелких (приблизительно менее 5мм) фракций, которые спо­собствуют слеживанию руды, а иногда затрудняют переработку рудной массы. Улучшение качества отбойки требует увеличения затрат на нее, например, в связи со сгущением сети взрывных скважин, уменьшением объема взрывов, что увеличивает их число и т. п. Поэтому решение с точки зрения затрат на отбойку и ее качества, от которого зависят затраты по другим процессам и показатели извлечения руды, должно быть компромиссным. Следует отметить, что идеальное качество отбойки в боль­шинстве случаев невозможно. И еще одно требование—возможно более высокая интен­сивность отбойки для увеличения производительности блока и, следовательно, концентрации горных работ. Причем, при очень крепких рудах производительность блока нередко огра­ничивается именно отбойкой. 5.1. Механическая отбойка Механическая отбойка — отделение полезного ископаемого от массива при помощи специальных механизмов – комбайнов. Машинную механическую отбойку руд в СССР применили впервые в 1952г. на марганцевых рудниках Никопольского бассейна и в 1964г. на Солигорских калийных рудниках. Удельный объем машинной отбойки уже достиг на ка­лийных рудниках примерно 70%, на марганцевых рудниках— 50 % и продолжает расти. Механическая отбойка применяется при следующих условиях: - сравнительно мягкие руды (коэффициент крепости до 3—5); - угол падения пласта не более 10—15°; - малая мощность пласта, что определяется высотой комбайновой выемки, или средняя мощность при двух — трехслойной выемке; - выдержанная мощ­ность пласта. Отвечают этим условиям пласты марганцевых и калийных руд. Соответственно механическая отбойка больше распростра­нена при разработке калийных солей (Беларусь, Германия, Франция, США и др.) и марганцевых руд (Украина), в меньшем объеме при добыче мягких железных руд (Германия). При разработке рудных месторождений используют проходческие и добычные комбайны в составе механизированных очистных комплексов, применяющиеся на угольных шахтах, а также модифи­кации этих комбайнов, созданные с учетом условий добычи тех или иных руд, а также специально сконструированные машины и комплексы. Комбайны проходческого типа с лобовым размещением рабо­чего органа (рис.5.1) используют для очистной выемки узкими забоями (камерами). Рис. 5.1. Проходческий комбайн ПК-3м Роторные комбайны (рис. 5.2) наиболее распрост­ранены при разработке калийных солей. Рабочий орган их пред­ставляет собой как бы вращающийся бур большого диаметра, армированный зубками из твердых сплавов. Имеются модели, созданные специально для калийных солей. На калийных месторождениях нашли применение комбайны ШБМ-2, ПК-6, ПК-8, ПК-10. Они предназначены для пород с коэффициентом крепости до 5, имеют 1—3 рабочих ор­гана и снабжены гусеничным движителем, преодолевают уклон до 15°. К машинам этого типа относятся комбайны “Гудмэн” и “Мариэтта” производства США. Рис.5.2. Роторный комбайн ПК-6 Рис.5.3. Поперечное сечение выработок, проходимых роторными комбайнами: Схемы выемки руды роторными комбайнами показаны на рис. 5.3. Комбайны с планетарно-дисковым рабочим органом (рис. 5.4.) используются при разработке калийных со­лей Верхнекамского месторождения (Россия). Комбайнами типа “Урал” с двумя рабочими органами забой разрушается сразу на полное сечение при непрерывном движе­нии машины. Комбайны типа “Караганда” имеют один рабочий орган. Для проходки выработок большего сечения они сначала заглубляются на 500м, а затем расширяют выработку до пол­ного сечения. Рис. 5.4. Комбайны с планетарно-дисковым органом: а)"Караганда 7/15 М" (1 – исполнительный орган, 2 – бермовая фреза, 3 – гусеничная ходовая часть, 4 – перегружатель, 5 – бурильная установка, 6 – щит ограждения); б) "Урал-10КС Добычные комбайны с фланговым размеще­нием рабочих органов (рис. 5.5) используют в широких забоях (лавах) в составе механизированных комплексов, включающих помимо комбайна скребковый конвейер и передвижную механизированную крепь. Аналогичный комбайн для калийных руд показан на рис. 5.6, а схема очистного комплекса – на рис. 5.7. Рис.5.6. Комбайн комплекса КДС Рис. 5.7. Комплекс СК-1 (1-3 – барабаны, 4 – крепь, 5 – закладочный пневмопривод, 6 – комбайн, 7 – скребковый конвейер) 5.2.Отбойка взрывом ВВ Она заключается во взрывании зарядов ВВ, помещенных в образованные в массиве горных пород полости (шпуры, скважины, выработки). Этот способ остается основным для отбойки крепких и средней крепости руд. Эффективность его, помимо свойств пород, зависит от способа бурения и типа ВВ. На ближайшие десятилетия механический способ бурения будет оставаться наиболее перспективным. Так как по сравнению со струйно-гидравлическим и термическим способами бурения его удельная энергоемкость ниже на один и два порядка соответственно. В качестве промышленных ВМ используются индивидуальные или смесевые химические ВВ с теплотой взрыва 800—1300 ккал/кг. Исследуется возможность создать ВВ с уменьшенной примерно в 10 раз по сравнению с обычными ВВ разрушающей силой и без выделения ядовитых газов с целью уменьшить сейсмическое действие взрыва и перерыв для проветривания выработок. Доля затрат каждого звена процесса отбойки взрывом ВВ зависит от крепости руд. Бурение составляет 60-70% и 20-30%, ВМ - 20-30% и 40-60%, заряжание и взрывание - 10-20% и 20-40% для крепких и средней крепости руд соответственно. Очевидно, что для повышения эффективности процесса отбойки руд необходимо в первую очередь снижать расходы по наиболее высоким статьям затрат. В породах средней крепости целесообразно применять более дешевые ВВ, даже если это несколько увеличит расходы на бурение. В крепких же породах надо срамиться к уменьшению расходов на бурение за счет расширения сетки скважин и использованию ВВ с высоким дробящим эффектом вследствие чего может последовать некоторое увеличение стоимости затрат ВМ. 1. Показатели отбойки Для технико-экономической оценки отбойки используют следующие показатели: 1) производительность труда бурильщика, т/смену или м3/смену; 2) удельный расход ВВ, кг/м3 или кг/т; 3) выход руды с 1 м (шпура, скважины), м3/м (в пересчете на массив) или т/м; или же удельный расход бурения, м/м3, м/т; 4) выход негабарита в процентах по массе. 2. Влияющие на показатели отбойки факторы 1)Крепость руды. Ориентировочно удельный расход ВВ и удельный расход бурения зависят от крепости руды в прямой пропорции. Отношение трудоемкости бурения руды разной крепости близко квадрату отношения их коэффициентов крепости. 2)Трещиноватость руды. Трещины в массиве пород служат экраном, который отражает волны напряжения и ограничивают распространение в нем энергии взрыва, поэтому участок руды, заключенный между трещинами, чаще остается не разрушенным, если не будет взорван заряд именно в нем. Благоприятна густая сеть трещин с расстоянием между ними меньше кондиционного куска. В этом случае обеспечивается хорошее дробление руды при относительно небольшом объеме буровзрывных работ. При редкой сети трещин необходим увеличенный объем буровзрывных работ с тем, чтобы минимальное число рудных участков, ограниченных трещинами, оказалось в интервалах между зарядами ВВ. 3)Мощность залежи. Влияние ее на эффективность отбойки связано с тем, что на крайние шпуры или скважины ряда приходится уменьшенный объем руды. При параллельном расположении шпуров или скважин крайний заряд отбивает почти в два раза меньше руды по сравнению с остальными. Чем меньше ширина забоя, тем меньше число зарядов, работающих в нормальных условиях, и, следовательно, больше удельный расход ВВ. 4)Число открытых поверхностей. При двух и более открытых поверхностях нет необходимости создавать врубовую полость. Кроме того, с увеличением числа открытых поверхностей сокращается число зарядов, располагаемых по контуру отбиваемого участка в массиве горных пород. Влияние числа обнаженных плоскостей нетрудно определить по схемам расположения шпуров (рис. 5.8, 5.9). Рис.5.8. Расположение шпуров в забое с двумя (а), тремя (б) и четырьмя (а) обнаженными плоскостями Рис.5.9. Схемы шпуровой отбойки при нисходящей послойной выемке: а — сплошным забоем; б — заходками 5)Объем подготовительно-нарезных выработок. Затраты на отбойку в проходческих забоях сравнительно выше чем в очистных выработках. Для повышения производительности отбойки по блоку в целом следует по возможности разбуривать весь массив блока из минимального числа выработок или непосредственно из очистного пространства, если это безопасно. 5.2.1. Отбойка шпуровыми зарядами Шпурами называют цилиндрические полости диаметром до 75 мм и глубиной до 5м. Удельный объем шпуровой отбойки составляет около 35 % по отношению ко всем способам отбойки и около 40 % во взрывной отбойке. Очистной забой имеет минимум две открытые поверхности. Со стороны одной поверхности разбуривают массив, на остальные открытые поверхности производится отбойка части массива. 1.Технологические схемы отбойки Залежи малой мощности отрабатывают без деления её по мощности на слои, при этом линия забоя имеет уступную форму или в виде прямой лини. Выемка наклонных и крутопадающих рудных тел может производиться по простиранию, падению или восстанию месторождения. При этом заряды размещают в шпурах, расположенных параллельно или перпендикулярно направлению выемки запасов блока. (рис. 5.10). С точки зрения качества дробления шпуры целесообразно располагать нормально к основной системе трещин для умень­шения их экранирующего действия. Рис. 5.10. Схемы отбойки рудного тела шпуровыми зарядами: а) нисходящая выемка с размещением зарядов в шпурах, расположенных параллельно направлению выемки запасов блока; б) нисходящая выемка с размещением зарядов в шпурах, расположенных перпендикулярно направлению выемки запасов блока; в) восходящая выемка с размещением зарядов в шпурах, расположенных параллельно направлению выемки запасов блока; г) восходящая выемка с размещением зарядов в шпурах, расположенных перпендикулярно направлению выемки запасов блока; д) выемка по простиранию с размещением зарядов в шпурах, расположенных параллельно направлению выемки запасов блока; е) выемка по простиранию с размещением зарядов в шпурах, расположенных перпендикулярно направлению выемки запасов блока; ж) потолкоуступная выемка. 2.Параметры шпуровой отбойки Основные параметры: 1)диаметр,2)длина, 3)расстояние между шпурами. При выборе глубины шпуров необходимо учитывать, что с увеличением глубины возрастает выход руды с 1м шпура. Однако часто приходится ограничивать глубину шпуров из-за малой устойчивости боковых пород, ма­лой мощности рудного тела, недостаточной устойчивости руды. При системах разработки с креплением глубина шпуров также ограничивается максимально допустимым шагом установки крепи (1—2 м). Диаметр шпуров — обычно 40—45 мм; менее 40 мм—в основном в тонких залежах; более 40 мм—при большой площади забоя в залежах мощных и средней мощности. 3. Механизмы для бурения шпуров Бурят шпуры в подавляющем большинстве случаев перфораторами ручными типа ПР (переносными типа ПП), телескопными (ПТ) и колонковыми (ПК), последние часто размещаются на самоходных бурильных установках. При мягкой руде применяют ручные и колонковые электросверла, устанавливаемые на колонках или на шасси. Схемы бурения перфораторами показаны на рис. 5.11. Ручными перфораторами ПР-25Л, ПР-ЗОК, ПП-54 бурят с пневмоподдерживающих колонок. Числа у типов ручных перфораторов означают их массу в кг, у остальных – энергию удара в дж. Производительность пневматического перфоратора за 7-ча­совую смену по породам с коэффициентом крепости 4-6, 10-14 и 19-20: ручного перфоратора соответственно 60, 30 и 20 м/смену, колонкового - 95, 50 и 35 м/смену. Рис.5.11. Схемы бурения ручным (а), телескопным (б) и колонковым (в) перфораторами: 1,5 - перфоратор, 2 - буровая штанга, 3 - буровая коронка,4 – пневмоподдерживающая колонка, 6 - подающее устройство,7 - распорная колонка. Широко применяют самоходные шахтные бурильные уста­новки (рис.5.12), оснащенные одним или несколькими перфораторами (как правило, типа ПК-60 или ПК-75). При их использовании бурильщики не имеют длительного контакта с перфоратором, не испытывают вибрации и находятся в зоне с низким уровнем шума. Один бурильщик с пульта дистанционно управляет всеми перфораторами бурильной установки. Эти установки часто используют в комплексе с самоходным оборудованием для погрузки и доставки руды. Рис.5.12. Схема шахтной бурильной установки: 1 - буровая коронка, 2 - буровая штанга, 3 - перфоратор, 4 - подающий механизм, 5 - манипулятор, 6 - самоходное шасси. Самоходные бурильные установки имеют пневмоколесный ход. В нашей стране разработан унифицированный ряд самоходных буровых установок, включающий 5 типоразмеров. Машины оснащены 1-3 буровыми установками на манипуляторах для бурения шпуров диаметром 40-56мм глубиной 2-5м с шириной зоны бурения 6,9-11,3м и высотой 3,5-8м с массой установок 8-22т. Производительность труда бурильщика по породам средней крепости на таких установках достигает 500 м/смену. Самоходные бурильные установки на крупногабаритных шасси с мощным (45-60кВт и более) дизельным приводом применяют в крупных забоях. В тупиковых забоях применяют установки с электрическим приводом и гидравлическими перфораторами, которые обеспечивают увеличение в 1,5-2 раза скорости буре­ния, меньший (на 60-70%) расход энергии, более высокую стойкость бурового инструмента, более благоприятные условия труда бурильщиков: меньший шум, отсутствие пыли. При малой производительности забоев нередко используют самоходные бурильные установки на малогабаритных шасси с менее мощным дизельным редко пневматическим приводом, трехколесные, оборудованные одним или двумя колонковыми перфораторами. Для оборки кровли и крепления ее штангами, а также заряжания шпуров на самоходные бурильные установки на место среднего манипулятора может быть установлен манипулятор с платформой. 4. Заряжание шпуров Применяемые ранее для заряжания шпуров (и скважин) аммиачноселитренные ВВ — аммониты и детониты ввиду своих особых свойств — слеживание в рассыпном виде, сильное пыление и высокая чувствительность к механическим воздействиям — непригодны для механизированного заряжания в россыпном виде. Ручное заряжание шпуров и скважин патронированными ВВ было тяжелой и трудоемкой операцией и не обеспечивало необходимой плотности заряда. При отбойке шпурами в настоящее время ручное заряжание патронированными ВВ применяется только при небольших объемах (до 50кг) зарядки. Применяют главным образом гранулированные ВВ, при ко­торых заряжание полностью механизируется. Это — гранулит АС-8, гранулит АС-4, граммонит 79/21 и др. Гранулированные ВВ характеризуются хорошей сыпучестью и безопасностью в обращении, обеспечивают более длительное воздействие импульса взрыва на массив, уменьшают переизмельчение руды в ближней зоне и более равномерно дробят массив. Патронированные ВВ, которые требуют ручной зарядки, используются в качестве патронов-боевиков или в качестве основного заряда при небольших объёмах отбойки. Заряжание гранулированными ВВ производят простыми по конструкции и удобными в эксплуатации пневматическими зарядчиками: эжекторными “Курама-7М” для наклонных шпу­ров, “Курама-8” для вертикальных шпуров и камерно-порциоными типа ЗП (рис.5.13). Рис.5.13. Пневмозарядчики для шпуров: а — “Курама”; б — ЗП -“Темп”; 1 — бункер для ВВ; 2 — зарядная трубка; 3—сопло эжектора; 4 — рычаг управления; 5 — место крана дистанционного управления; б—дозирующая камера; 7 — загрузочный трубопровод; 8 •— сигнализатор Техническая характеристика зарядчиков “Курама-7М” и ЗП-1 “Курама-7М” ЗП-1 Производительность, кг/мин .....…………….. До 18 6—8 Угол наклона шпуров, градус ...…………… О—60 0—360 Диаметр шпуров, мм ........…………………….. До 46 До 50 Полезная емкость зарядчика, кг .……………. До 8 До 2 Плотность заряжания, г/см3 ....………………. 1,15 1,2 Масса, кг ............……………………………….. 2,2 17 Зарядчик "Курама" представляет собой воронку, в которую засыпают требуемое кол-во ВВ, и трубку, вставляемую в шпур и по которой сжатым воздухом из воронки ВВ выталкивается в шпур. Порционные зарядчики типа ЗП транспортируют ВВ в шпур по шлангу порциями в зависимости от типа зарядчика в 1,2,5,10 и 12кг и 25кг имеют соответственно марку ЗП-2,5…15. Наряду с гранулированными ВВ находят применение производные от них. Для взрывания шпурового заряда применяют патрон-боевик с размещенным в нем капсюлем-детонатором при огневом взрывании или двумя электродетонаторами при электрическом. Патрон-боевик подают в шпур той стороной вперед, с которой введен детонатор. 5. Расчет параметров шпуровой отбойки Расчет обычно сводится к определению числа шпуров в забое и расстояниям между шпурами при выбранных диаметре шпуров и величине уходки забоя за один взрыв. Число шпуров зависит от количества ВВ, требуемого для отбойки заданного объёма руды и удельного расхода ВВ, зависящего в первую очередь от типа ВВ и крепости руды. Отбиваемый объём руды: V = Sз . lух , м3 (5.1) где Sз - площадь забоя, м2; lух - глубина уходки, м. При вертикальном расположении плоскости забоя и подвигании его по горизонтали величина уходки забоя принимается не более максимально возможной (по технической характеристике выбранного механизма бурения) длине шпура lшп с учётом коэффициента использования его  , то есть lух = lшп .  . При бурении восходящих шпуров и горизонтальном расположении плоскости забоя величина уходки принимается равной высоте отбиваемого слоя hсл , а длина шпура находится из выражения lух = hсл / ( . sin ),  - угол наклона шпура к плоскости забоя (при разработке крутопадающей жилы соответствует углу падения её). Коэффициент использования шпуров (к.и.ш.) зависит от коэффициента крепости пород f следующим образом: f менее 5 5-7 8-13 14-19 более 19  0,95 0,92 0,90 0,86 0,82 Удельный расход ВВ на отбойку q = q0 . КВВ . Кт , кг/м3 (5.2) где q0 - расход гранулита АС-8 в очистных забоях с двумя обнажёнными плоскостями при выемочной мощности 3,5 м, кг/м3; в зависимости от крепости пород f равен: F  4 4-6 7-8 9-10 11-12 13-14 15-18 19-22 q0 , кг/м3 0,45 0,53 0,7 0,8 0,89 1,07 1,42 1,78 КВВ - поправочный коэффициент для других ВВ, равный отношению работоспособности выбранного ВВ к работоспособности гранулита АС-8; Кт - поправочный коэффициент на другую выемочную мощность т: т, м менее 2,5 2,5-3,5 3,6-5,0 более 5,0 Кт 1,5 1,0 0,85 0,8 При расчёте расхода ВВ при трёх обнажённых плоскостях вводится поправочный коэффициент 0,65. Общий расход ВВ на отбойку: QВВ = q . V , кг ВВ (5.3) Количество ВВ в одном шпуре: - при заряжании россыпными ВВ qшп = 2,5  dшп2 ВВ lшп Кзап 10-7 , кг ВВ (5.4) где dшп - диаметр шпура, мм; ВВ - плотность ВВ в заряде, кг/м3 (ориентировочно 1100-1200 кг/м3); lшп - длина шпура, м; Кзап - коэффициент заполнения шпуров, зависит от крепости пород: f 3-4 5-6 7-10 11-15 16-20 Кзап 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 - при заряжании патронированными ВВ qшп = пп qп 10 -3, кг ВВ (5.5) где qп - вес одного патрона ВВ, г; пп - число патронов в шпуре, шт.: пп = 102 lшп Кзап / lп , lшп - длина шпура, м; lп - длина патрона, см; величина пп принимается с точностью до 1 патрона. Ориентировочное число шпуров в забое: N’шп = QВВ / qшп , шт (5.6) Ориентировочная площадь забоя, приходящаяся на 1 шпур: sшп = Sз / N’шп , м2 (5.7) Ориентировочное расстояние между шпурами: ашп =, м (5.8) Окончательно схема расположения шпуров и расстояния между ними принимается на основе графического построения с учётом следующих положений: - принимается число шпуров в ряду (между почвой и кровлей рудного тела или между висячим и лежачим боком) пшп таким, чтобы расстояние между шпурами в ряду было не более ашп ; - шпуры у контактов с рудной залежью проходятся с небольшим наклоном к ней на расстоянии не более 0,5 ашп , но и не менее 15-20см; - число рядов шпуров принимается равным пр = N’шп / пшп ; - уточняется число шпуров Nшп = пшп пр ; - расстояния между шпурами как по вертикали, так и по горизонтали не должны отличаться друг от друга более, чем в 1,3 раза; - расстояние между шпурами как в ряду, так и между рядами принимается кратным 5см (рис. 5.14). Рис.5.14. Схемы шпуровой отбойки потолкоуступными восходящими (а), горизонтальными (б) шпурами в крутопадающей залежи и сплошным забоем в горизонтальной пологопадающей залежи (в). 6. Организация работ Обычно бурение шпуров выполняют комплексные бригады, в состав которых помимо бурильщиков входят рабочие, занятые на погрузке и доставке руды. Это за­интересовывает бурильщиков не только в объемных, но и в ка­чественных показателях работы, так как от качества дробле­ния руды решающим образом зависит производительность погрузки и доставки руды. При малой площади забоев и не­крепкой руде, когда объем работ по бурению недостаточен для односменной загрузки бурильщика, последний, закончив бурение переходит к погрузке руды и т. д. Заряжание и взрывание производят взрывники, которые чаще всего не входят в бригаду, осуществляющую бурение. 7. Показатели шпуровой отбойки Производительность труда бурильщика достигает 400—700м3/смену при использовании самоходных бурильных установок, снабженных бурильными ма­шинами и инструментом высокого качества, при переносных перфораторах - 5-50 м3/смену; выход отбитой руды 0,3-1,5 м3/м; удельный расход ВВ 0,6-3 кг/м3. Меньшие значения производительности труда и выхода от­битой руды относятся к крепкой руде и малой (1-1,5м) ши­рине забоя. Приведённые показатели даны применительно к дроблению руды до крупности менее 400-600мм. 8. Достоинства и недостатки шпуровой отбойки Достоинства: - возможность применения при любой мощности залежи; - наиболее полная выемка руды у контактов залежи и отно­сительно меньшее разубоживание пустой породой; - достаточно мелкое дробление руды; при шпуровой отбойке как правило не требуется дополнительное измельчение руды для погрузки и транспортировки. Недостатки: - более высокие материально-трудовые затраты; - работа бурильщика непосредственно в очистном пространстве, которое может быть больших размеров как по ширине, так и по высоте, что менее безопасно, чем работа в выработках ограниченного сечения; - повышенные запыленность рудничной атмосферы и шум (при пнев­матическом бурении). 5.2.2. Отбойка руды скважинами Скважинной отбойкой называется отбойка руды взрыванием зарядов ВВ, помещенных в скважины, т. е. в цилиндрические полости глубиной более 5м или диаметром более 75мм. Создание скважинной отбойки является одним из важней­ших достижений в технологии подземной разработки рудных месторождений. Приоритет в этом направлении принадлежит бывшему СССР, где скважины начали применять с 1931—1932 гг. на железных руд­никах и с 1947—1948 гг. на рудниках цветной металлургии. Скважины имеют глубину 5—60 м и более, диаметр — от 30-40 до 150-200мм. Диаметр скважин принято подразделять на малый (уменьшенный) — до 75мм (штанговые скважины, обычно длиной до 25-30 м) и большой (увели­ченный)—100мм и более (глубокие, длиной до 50-80 м). Во взрывной отбойке на рудниках удельный объем скважинной отбойки составляет около 60%; в общем объеме скважинной отбойки удельный объем скважин малого диаметра составляет около 25%, но в последнее время постоянно растёт. 1. Технологические схемы отбойки скважинами Скважи­нами обычно отбивают руду слоями толщиной от 1,5 до 30м и более. Слои располагают вертикально, горизонтально или крутонаклонно. Большее распространение получило вертикальное расположение, обеспечивающее более высокую устойчивость обнажаемого рудного массива. В зависимости от толщины отбиваемого слоя в нем бурят от 1 до 10 и более рядов скважин. Слои могут отбиваться на открытое пространство для возможности увеличения объема взрываемого массива руды в 1,3-1,5 раза или на ранее отбитую руду и обрушенные породы (отбойка "в зажиме"). В последнем случае отбойка рудного массива в стесненных условиях может повышать качество дробления руды (рис.5.15). Различают веерное, параллельное и пучковое расположение скважин в ряду (рис.5.16). При параллельном расположении скважин полнее используется длина всех скважин, так как отсутствуют сближенные участки; заряды ВВ равномер­нее распределяются в массиве; уменьшается расход скважин. Досто­инство веерного расположения — меньший объем буровых вы­работок, так как с каждого места бурят несколько скважин (а не одну, как при параллельном расположении). Более распространено веерное расположение, причем срав­нительная (а не только абсолютная) эффективность его повы­шается с ростом производительности бурения. Веерное распо­ложение скважин диаметром 100—150 мм выгоднее параллель­ного при скорости бурения не менее 10 м/смену. Скважины в веере обычно направлены вверх, реже практи­куется бурение “нижних” и “круговых” вееров. Рис.5.15. Схемы отбойки скважинами: а — на открытое пространство; б—в зажиме Рис.5.16. Расположение скважин: а – параллельное (1 – участок отрыва оконтуривающей скважиной; 2 – то же одной из средних скважин ряда); б – веерное; в – пучковое. Параллельное расположение скважин применяется главным образом при бурении из очистного простран­ства. Оно рационально при бурении скважин диаметром 200—250 мм и более, так как это позволяет разместить все бу­ровые выработки на одном уровне, оставив между ними целики достаточного размера по условию прочности. Расстояние между скважинами в ряду или в веере прини­мается в определенном соотношении с л. н. с. (линией наименьшего сопротивления W). При параллель­ном расположении скважин это соотношение (как и при шпуро­вой отбойке) называют коэффициентом сближения скважин т =а/W, где а — расстояние между скважинами в ряду. При пучковом расположении из од­ного места бурят несколько вееров скважин в плоскостях с различными углами наклона (см. рис.5.16). Пучковое рас­положение применяют в основном лишь для посадки потоло­чины и разрушения целиков. Взрывают скважины в пучке од­новременно или с короткими замедлениями по веерам. Обычно применяют много­рядное (по 2—5 рядов или вееров) короткозамедленное (15—50 мс) взрывание скважин. Замедление в большинстве случаев производят по рядам (ве­ерам), начиная с крайнего ряда, а иногда замедляют взрыва­ние скважин и внутри ряда — в шахматном порядке (рис.5.17). При отбойке вертикальными сломи в высоких камерах скважины могут буриться с нескольких буровых горизонтов (подэтажная отбойка) или одного (этажная отбойка). Отбойка параллельными комплектами сближенных скважин. На рудниках ПО “Сибруда”, “Кривбассруда” и др., разрабаты­вающих мощные крутопадающие залежи крепких руд применяют сква­жины диаметром 100мм. Их располагают вертикально или с крутым наклоном по падению залежи, бурят сверху вниз (рис.5.18). Комплект состоит из 9 (иногда от 4) до 27 сква­жин, расположенных на расстоянии около 200мм одна от дру­гой. Каждые 9 скважин выбуривают с одной установки перенос­ного станка, поворачивая лишь его вокруг вертикальной стойки. Рис.5.17. Порядок взрывания параллельных скважин с замедлением: а – в шахматном порядке (схема "волна"); б – по рядам (0; 25; 50; 75 – замедления, мс). Пунктиром разграничены очереди замедления. Рис.5.18. Схема отбойки параллельными комплектами сближенных скважин: а – общая схема; б – план комплекта скважин диаметром 600мм; в – то же, 900мм. Этот вариант за счет увеличения л. н. с. (до 7—11 м) позво­ляет уменьшить объем буровых выработок при достаточно ши­роких (прочных) целиках между ними и пробурить сверху вниз все скважины до подсечных выработок, что освобождает сква­жины от воды. 2. Параметры скважинной отбойки Диаметр и длина скважин. Для отбойки используют штанговые скважины диаметром до 75мм и длиной до 20-25м и для отбойки больших объемов - глубокие диаметром более 100мм (до 200 и более) и длиной более 30м (до 80 и более). Отбойка штанговыми скважинами обеспечивает более качественную отбойку, так как для размещения требуемого для отбойки количества ВВ требуется большее количество скважин и, следовательно, более частое размещение их. Но из-за большого числа скважин снижается надежность взрыва. Недобур и перебур скважин. При четких контактах рудной залежи с пустыми породами для уменьшения разубоживания делают недобур (0,1-0,2w) скважины до контакта, а при нечетком контакте и наличии полезного компонента в породе и крепких рудах делают перебур скважин (рис.5.19). Рис.5.19. Расположение скважин по условию оконтуривания камеры: а — при подэтажной отбойке (вертикальный разрез поперек камеры), камеру оконтуривают торцами скважин и скважинами, расположенными по границе отбойки; б — то же, камеру оконтуривают торцами скважин; в — недобур при ослабленных контактах; г — перебур при прочных контактах 3. Механизмы для бурения скважин Бурение скважин различают: штанговое (перфораторами с составными буровыми штангами), погружными пневмоударниками (вращатель работает около устья скважины), шарошеч­ное, вращательное твердосплавными и реже алмазными корон­ками. Способы бурения скважин погружными пневмоударниками и подземного шарошечного бурения созданы в 1949— 1955 гг. в СССР. В шестидесятых годах в СССР начали выпускать мощные перфораторы с независимым вращением бура. С по­мощью таких перфораторов стало возможным штанговое буре­ние скважин по крепким породам на глубину до 25—40 м. В семидесятые годы появилась возможность использовать для армировки коронок алмазы — как природные, так и синте­тические. Штанговое бурение — основной способ бурения скважин уменьшенного диаметра. Перфораторы применяют тяжелые, в основном с независимым вращением бура. Из отечественных образцов машин для бурения скважин диаметром 50—70 мм и глубиной до 30м в любом направлении по породам и рудам крепким и средней крепости используются преимущественно машины вращательно-ударного действия ПК-60 и ПК-75. Перфораторы (один, два или, реже, три) монтируются на мани­пуляторах самоходных пневмоколесных буровых установок. Производительность установки до 300-500м/смену или 1000-2000 т/смену. В настоящее время на самоходных буровых станках пневматические перфораторы заменяются гидравлическими. Таблица 5.1. Техническая характеристика станков ударно-вращательного бурения Показатель БСМ-1М СБУ-55/85 СБУ-50Э СБ-1П КБУ-50М КБУ-80М ПБУ-80М 2БУ-80С Диаметр скважин, мм Глубина бурения, м Число бурильных машин Тип бурильных машин2 Направление бурения, градусы Расход сжатого воздуха, м3/мин Усилие подачи, кН Мощность привода, кВт Исполнение3 Габариты, м: длина ширина высота Размеры буровой выработки, м х м Масса, т 45-80 30 2 П 0-180 12-14 - 18 Р 2,16 1,5 2,43 2,6х2,6 0,81 50-85 25 2 П - 15 - - Ш 3,38 1,35 2,25 2,5х2,5 3,2 52-65 25 1 Г 0-360 - 11,7 48 Ш 3,48 1,55 2,6 2,8х2,8 5 50-85 25 1 П - 15 - - Ш 3,1 1,45 2,6 2,8х2,8 3,87 52-65 25 1 П 0-360 12 9,8 3,68 К 2,1 0,74 2,2 2,5х2,5 0,43 65-75 30 1 П 0-360 13 9,8 3,68 К 2,3 0,74 2,2 2,5х2,5 0,57 65-80 40 1 П 0-360 15 9,8 - Ш 3,1 1,86 2,6 2,8х2,8 4 51-85 40 1 Г 0-360 - - - Ш - - - 3,2х3,2 7 Глубокие скважины диаметром 100мм и более бурят буровыми станками НКР-100м с погружными пневмоударниками (рис.5.20). В скважину вводится только ударный меха­низм, а вращатель устанавливается на станке в буровой выработке. Этим устранен недостаток перфораторного (штангового) буре­ния скважин — поглощение силы удара ставом штанг. Производительность станков при бурении скважин диамет­ром 100мм в направлении от вертикального вниз до наклон­ного вверх с углом наклона не более 30° на глубину до 50м по породам с коэффициентом крепости 4—6, 10—14 и 19—20 составляет соответственно 40, 15 и 5 м/смену. Увеличение глубины скважины снижает скорость бурения в связи с ростом продолжительности спуско-подъемных опера­ций, повышением затрат энергии на преодоление трения штанг о стенки скважин, а при бурении вверх снижает давление инст­румента на забой, что снижает скорость, например, на 20—40 % при глубине до 40—50 м. Рис.5.20. Буровой станок НКР-100м (1 – масленка, 2 – буровые штанги, 3 – пульт управления, 4 – распорная колонка, 5 – шламоотвод, 6 – пневмоцилиндр подачи, 7 – электродвигатель, 8 – рама станка, 9 – редуктор с пневмозахватом, 10 – подающий патрон) Таблица 5.2 Техническая характеристика отечественных буровых станков с погружными пневмоударниками Показатель НКР-100МА НКР-100МВА БП-100С БП-160С ЛПС-3А Алга-2 Диаметр скважин, мм Глубина бурения, м Давление сжатого воздуха, МПа Расход сжатого воздуха, м3/мин Расход воды, л/мин Скорость вращения, с-1 Усилие подачи, кН Тип привода4 Исполнение5 Габариты, м: длина ширина высота Масса, т Размеры буровой выработки, м х м 105 50 0,5 9 (15) 15-20 1,3 (2) 6 Э (П) К 1,8 0,7 - 0,42 2,4х2,8 105 80 0,5 9 (15) 15-20 1,3 (2) 12 Э (П) К 1,8 0,7 - 0,45 2,4х2,8 100 50-80 1,7 24 - - - - Г - - - - - 160 80 1,7 24 - - - - Г - - - - - 105-155 30 0,5 8-11 6-8 0,75 12 - К 2,42 0,27 0,475 0,496 2,6х2,6 105-155 50 0,5 - - - - - - - - - 0,41 2,2х2,2 Для современных конструкций пневмоударников оптималь­ное давление сжатого воздуха 0,5—0,7 МПа. Буровые камеры для бурения горизонтальных скважин стан­ками НКР-10Ом должны быть высотой не менее 2м, шириной 3-3,5 м, а длиной не менее 2,5м. При бурении восходящих или нисходящих скважин высота буровой камеры (бурового штрека, орта) должна быть 3-3,5м, ширина - не менее 2,5м. Перед началом работы маркшейдер согласно паспорту буровзрывных работ определяет в забое места устьев скважин и основную линию для отсчета углов в горизонтальной плоскости. Углы в вертикальной плоскости устанавливаются обычно с по­мощью угломера бурильщиком по заданным величинам. Два человека обслуживают обычно два или три станка и лишь в виде исключения — один станок, если он работает в уда­ленном забое. Шарошечное бурение скважин заимствовано из нефтяной промышленности. Наиболее распространен станок БШ-145 (рис.5.21). Рис.5.21. Станок шарошечного бурения БШ-145: а –общий вид; б – штыревое шарошечное долото. Табл. 5.3 Техническая характеристика станков шарошечного бурения Показатель СБШ-145М СБШ-200С Диаметр скважины, мм Глубина скважины, м Направление бурения, градусы Мощность вращателя, кВт Частота вращения, с-1 Усилие подачи, кН Габариты, м: длина ширина высота Масса, т Исполнение6 Минимальное сечение буровой выработки, мхм 145 до 100 0-180 28 2,2 167 2,7 1,8 1,8 1,8 Р 3х3 200-250 50-80 вниз, вверх 52 1,2 450 4,15 1,54 3,04 14,5 Г 3,5х3,2 Глубина скважин достигает 50—60 м, а в опытном порядке до 100м (при диаметре 145 и 214мм). При максимальной глу­бине искривление скважин составляет 2—2,5 м. Для бурения нисходящих скважин рудники вносят в станок конструктивные изменения, скорость бурения нисходящих скважин снижается на 15—20 % в связи с худшей очисткой забоя скважины от про­дуктов разрушения пород. Шарошечные станки серийного выпуска переносные, приме­няются для бурения глубоких скважин диаметром 150мм, преи­мущественно в очень крепких породах. Каждый шарошечный станок обслуживается двумя рабо­чими, два станка — тремя рабочими. Преимущества шарошечного бурения по сравнению с погружными пневмоударниками: - меньше запыленность атмосферы и меньше шум при работе станка; - более высокая (в 2—3 раза) производительность станка по очень крепким породам; - меньший износ долот по диаметру и более высокая стой­кость их; - меньшая стоимость бурения на 1м3 отбитой руды. Преимущества бурения скважин погружными пневмоудар­никами по сравнению с шарошечным бурением (переносными станками в обоих случаях): - более легкое и транспортабельное оборудование; - меньшее число обслуживающих рабочих; - более широкая область возможного применения, включая залежи ограниченной мощности с неправильным залеганием, где приемлемый диаметр скважин не превышает 110мм. На ПО "Апатит" проходил испытания гусеничный самоходный станок БШ-200С для бурения скважин диаметром 200—250 мм и глубиной 50—80 м. При испытаниях производительность станка составила 15 м/смену, что по объему отбойки в 5—6 раз выше против диаметра скважин 105мм. Шарошечное бурение скважин диаметром 150мм конкурентоспособно при бурении вееров скважин в весьма крепких рудах. Вращательное бурение твердосплавными коронками приме­няют при коэффициенте крепости пород до 6—8. Продукты раз­рушения удаляются из скважины водой. Для бурения скважин диамет­ром 45—80 мм применяют станки СВБ-50, СВБ-80 и др. Коронки используют, как правило, торцевого резания, армиро­вание пластинчатыми или цилиндрическими вставками твердого сплава ВК-15, ВК-8, ВК-11. Производительность станка 120—150 м/смену. Заряжание скважин В основном используют гранулированные ВВ, а при малом диаметре скважин — водонаполненные ВВ. Для заряжания скважин гранулированными ВВ используют пневмозарядчики (рис.5.22), различные по принципу действия и условиям применения. Штанговые скважины заряжают порционными зарядчиками ЗП-25. Скважины диаметром до 150мм и глубиной до 50м заряжают пневматическими зарядчиками не­прерывного или циклического действия. Рис.5.22. Пневмозарядчики для скважин: а – УЗС-6000; б – ПРН; 1 – пневмодвигатель; 2 – редуктор; 3 – пульт управления; 4 – бункер; 5 – ротор; 6 – смесительная камера; 7 – салазки; 8 – верхняя полость ротора; 9 – транспортный трубопровод. К первым относятся, в частности: барабанные УЗС-1500, УЗС-6000, , УЗДМ-1, типа ПРН, а также многопоршневые типа МПД. Зарядчики цикличного действия: ВАХШ-5, ПЗЛ, КНВВ. Зарядчики непрерывного действия имеют барабанный или многопоршневой дозатор и смесительную камеру, где образу­ется аэросмесь “ВВ — сжатый воздух”. При относительно не­большой массе эти зарядчики обеспечивают высокую произво­дительность. Одновремкенно они решают проблему транспортировки ВВ с откаточного горизонта к месту зарядки. В камерных зарядчиках ВВ (рис.5.23) под давлением сжатого воздуха подается из камеры в трубопровод. Зарядчики с ка­мерой большого объема имеют значительную массу и смонтированы на тележках на рельсо­вым ходу. Пневматические зарядчики могут транспортировать ВВ в скважины глубиной до 40м по гибким полиэтиленовым шлангам на расстояние до 200—250 м и более под любым углом наклона. Рис.5.23. Схема зарядки скважин зарядчиком ЗМБС-2: 1 – платформа; 2 – пневматический двигатель; 3 – питатель; 4 – бункер; 5 – насос с приводом; 6 – редуктор; 7 – пульт управления; 8 – сиденье водителя; 9 – воздухоподводящий рукав; 10 – доставочный трубопровод; 11 – разделитель потока; 12 – фильтр; 13 – зарядные трубы; 14 – насадка; 15 – скважина; 16 - уплотнитель; 17 – ВВ. Полиэтиленовые шланги во избежание опасного накопления на их поверхности статического электричества должны быть по­лупроводящими (удельное сопротивление 103-104 Ом). При этом должны быть предусмотрены средства для снижения по­тенциала статического электричества. Обязательна маркировка шлангов, предназначенных для заряжания, так как по внеш­нему виду они мало отличаются от шлангов другого назначе­ния. Диаметр шланга находится в пределах 35—40 мм, и должен быть не более 50мм, так как иначе жесткость шлангов увеличивается, что затрудняет обращение с ними. Зарядный шланг вводят в скважину так, чтобы его конец находился на расстоянии 0,6—1,2 м от забоя скважины. При подаче сжатого воздуха в смесительную камеру образуется аэросмесь, которая по шлангу поступает в скважину. По мере заполнения скважины зарядный шланг извлекают из нее. Сменная производительность труда при пневмозаряжании составляет 1000—2500 кг/чел. Универсальная смесительно-зарядная установка УЗДМ-1 мо­жет быть использована также для приготовления игданита (смесь аммиачной селитры с дизтопливом). Она имеет рельсовый ход и дает высокую производительность заряжания. Добавление в ВВ воды в количестве 2—3 % позволяет по­высить плотность заряда ВВ в скважине, уменьшает потенциал статического электричества, снижает запыленность рудничной атмосферы и устраняет просыпь при заряжании снизу вверх даже вертикальных скважин увеличенного диаметра. Большее содержание влаги приводит заряд в кашицеобразное со­стояние. Патрон-боевик в заряде размещают обычно со стороны торца или устья скважины. Его подают в скважину той сто­роной вперед; с которой введен в него детонатор. Практику­ется прокладка ДШ вдоль всего заряда. Для инициирования обычно применяют электродетонаторы мгновенного действия (ЭД-8-Э, ЭД-8-Ж, ЭД-8-П), короткозамедленного действия с замедлением 25, 50, 75, 100, 150, 250 мс (ЭДКЗ) и с замед­лением 0,5; 0,75; 1; 2; 4; 6; 8; 10 с (ЭДЗД). Более полное использование энергии взрыва возможно за счет оставления полостей в зарядах. На рудниках Кривбасса по предложению НИГРИ, а также на рудниках ПО "Апатит" в 80-е годы при заряжании скважин гра­нулированными ВВ оставляли в заряде осевую полость, при­меняя для этого специальную насадку с выступающим стерж­нем. При диаметре скважин 105 и 55мм диаметр полости соответственно 45 и 20мм. Расход ВВ снижался на 20 % при постоянном или лучшем качестве дробления руды, улучшалось действие зарядов в торцах скважин, надежнее обеспечивалась полная детонация заряда. Но широкого применения этот способ не получил из-за сложности формирования полости в заряде скважины. Расчет параметров скважинной отбойки Основным параметром скважинной отбойки при принятом диаметре скважин является линия наименьшего сопротивления (л.н.с. w). Л.н.с. находится из условия равенства количества ВВ в скважине и требуемого количества ВВ на объём руды, отбиваемый этой скважиной. Количество ВВ в скважине , а требуемое количество ВВ на отбойку или . Тогда из условия , м (5.9) где q – удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3, dскв - диаметр скважин, мм; ВВ - средняя плотность ВВ в заряде, кг/м3 (ориентировочно 1000-1200 кг/м3), т - коэффициент сближения скважин (т = 0,6-1,3);  - относительная длина заряда в скважине: при веерном расположении скважин  = 0,6-0,7, а при параллельном принимается в зависимости от длины скважины lcкв: lскв 5 10 20 30 50 и более  0,7 0,8 0,85 0,9 0,95 Удельный расход ВВ на отбойку руды: q = q0 . КВВ , кг/м3 (5.10) где q0 - удельный расход гранулита АС-8, кг/м3 (табл.2.1); КВВ - поправочный коэффициент для других типов ВВ, равный отношению работоспособности гранулита АС-8 к работоспособности принятого ВВ: для детонита-М и скального аммонита - 1,0, скального аммонита-3 - 0,9; для гранулита А-4 - 1,05; для нафталита - 1,25 и т.п. Величина q0 принимается в зависимости от коэффициента крепости руды, кондиционного размера куска её и заданного выхода негабарита. При использовании для отбойки руды гранулита АС-8 КВВ = 1. Таблица 5.4 Удельный расход ВВ гранулита АС-8, кг/м3 Размер кондиционного Выход негабари- Коэффициент крепости F куска, мм та, % 2-4 4-6 6-8 8-10 10-12 12-16 16-18 18-20 400 1 2 3 4 5 6 8 10 12 2,1 1,65 1,48 1,34 1,26 1,2 1,11 1,05 1,01 2,55 1,98 1,71 1,56 1,46 1,38 1,27 1,2 1,14 2,92 2,23 1,93 1,74 1,62 1,53 1,4 1,31 1,25 3,23 2,46 2,11 1,9 1,76 1,66 1,5 1,41 1,34 3,51 2,65 2,27 2,04 1,89 1,77 1,61 1,5 1,42 3,89 2,93 2,49 2,23 2,06 1,92 1,74 1,62 1,53 4,23 3,15 2,68 2,4 2,2 2,07 1,86 1,73 1,62 4,44 3,3 2,81 2,51 2,3 2,15 1,94 1,79 1,68 600 1 2 3 4 5 6 8 10 12 1,85 1,48 1,31 1,21 1,14 1,09 0,98 0,95 0,94 2,22 1,74 1,53 1,4 1,31 1,25 1,15 1,09 1,05 2,54 1,95 1,7 1,55 1,45 1,37 1,26 1,19 1,13 2,79 2,15 1,85 1,68 1,56 1,48 1,35 1,27 1,21 3,03 2,31 1,99 1,8 1,67 1,57 1,44 1,35 1,28 3,34 2,54 2,16 1,95 1,8 1,7 1,55 1,45 1,37 3,63 2,73 2,34 2,1 1,94 1,82 1,65 1,53 1,45 3,8 2,86 2,44 2,18 2,02 1,89 1,71 1,59 1,5 800 1 2 3 4 5 6 8 10 12 1,7 1,37 1,22 1,14 1,08 1,03 0,97 0,93 0,9 2,04 1,61 1,41 1,3 1,22 1,17 1,09 1,03 0,99 2,31 1,8 1,57 1,44 1,35 1,28 1,18 1,12 1,07 2,53 1,95 1,71 1,55 1,45 1,37 1,26 1,19 1,14 2,74 2,11 1,83 1,66 1,54 1,46 1,34 1,26 1,2 3,03 2,31 1,98 1,8 1,67 1,57 1,44 1,35 1,28 3,27 2,49 2,13 1,92 1,78 1,67 1,52 1,42 1,35 3,42 2,6 2,22 2,0 1,85 1,74 1,58 1,47 1,4 1000 1 2 3 4 5 6 8 10 12 1,6 1,3 1,17 1,1 1,03 0,99 0,93 0,9 0,86 1,91 1,51 1,34 1,24 1,17 1,08 1,04 0,99 0,95 2,15 1,69 1,49 1,36 1,27 1,22 1,13 1,07 1,02 2,35 1,84 1,61 1,47 1,37 1,3 1,2 1,14 1,1 2,55 1,97 1,71 1,56 1,46 1,38 1,27 1,19 1,14 2,82 2,15 1,86 1,69 1,57 1,48 1,36 1,28 1,22 3,05 2,31 2,0 1,8 1,67 1,58 1,44 1,35 1,28 3,18 2,4 2,1 1,87 1,74 1,64 1,5 1,4 1.29 1200 1 2 3 4 5 6 8 10 12 1,53 1,25 1,13 1,05 1,0 0,96 0,91 0,87 0,84 1,82 1,45 1,29 1,19 1,12 1,08 1,0 0,96 0,93 2,04 1,61 1,42 1,31 1,23 1,17 1,09 1,04 0,99 2,24 1,75 1,53 1,41 1,32 1,25 1,16 1,1 1,05 2,42 1,88 1,64 1,49 1,4 1,32 1,22 1,15 1,1 2,66 2,08 1,77 1,61 1,5 1,42 1,31 1,23 1,17 2,87 2,2 1,9 1,72 1,6 1,5 1,38 1,29 1,23 3,0 2,29 1,97 1,78 1,65 1,56 1,43 1,34 1,27 Объём руды в слое, отбиваемом одним рядом (или веером) скважин, при условии, что расстояние между рядами (или веерами) скважин а = w : V = ( b . h - Sв ). w или V = ( mг. h - Sв ). w , м3 (5.11) где: b - ширина отбиваемого слоя, м; h - высота отбиваемого слоя (высота бурового подэтажа), м; тг - горизонтальная мощность рудного тела, м; Sв - площадь сечения буровой выработки, м2. Количество ВВ, требуемое для отбойки одного слоя: QВВ = q . V , кг (5.12) Количество ВВ в 1м скважины: qскв = 2,5 . 10-7  . dcкв2 . ВВ . з , кг/м (5.13) где dскв - диаметр скважин, мм; ВВ - плотность ВВ в заряде, кг/м3; з - коэффициент плотности заряжания: при зарядке россыпными ВВ з = 1, а при зарядке патронированными ВВ ; dп - диаметр патрона, мм ( ВВ выпускаются в патронах диаметром 45, 60 и 90мм). Общая длина заряда во всех скважинах одного ряда или веера: , м (5.14) Ориентировочная общая длина скважин в одном ряду или веере: , м (5.15) Ориентировочное число скважин в ряду или веере: , шт (5.16) где lcр - ориентировочная средняя длина скважин в веере (определяется графическим путём как среднее арифметическое значение 3-5 характерных скважин). 11. Графическое построение схемы расположения скважин в ряду или веере. Схема веерного расположения скважин и зарядов в них (рис.5.24, 5.25) строится в геометрическом масштабе с учётом следующих требований: - оси скважин должны сходиться в одну точку (обычно в центр сечения выработки), если буровой станок оборудован одной буровой машиной, или в две (для обуривания правой и левой группы скважин) - при двух буровых машинах; на практике не зависимо от числа буровых машин для исключения образования сплошной щели около выработки за счёт наложения скважин друг на друга все скважины могут делиться на 2-4 группы, а бурение каждой группы производиться из своей точки; - из-за отсутствия чётких рекомендаций по перебуру или недобуру длина всех скважин определяется границами отбиваемого слоя; величина перебура или недобура скважин определяется на практике проведением опытных взрывов; Рис.5.24. Пример размещения скважин в веере и ВВ в них при отработке крутопадающей залежи. - оконтуривающие скважины проводятся параллельно границе отбойки или с небольшим наклоном к ней; - каждый угол слоя должен прорабатываться своей скважиной; - расстояния между концами скважин (по перпендикуляру к соседней скважине в пределах слоя) должны быть приблизительно одинаковыми и не превышать 1,7w , то есть aтах 1,7w ; если при расчётном ориентировочном числе скважин это условие не выполняется, необходимо увеличить число скважин до выполнения этого условия; - оконтуривающие скважины и каждая 3-я (при недозаряде половины всех скважин, см. рис.2.24) или 4-я (при недозаряде 2/3 всех скважин, см. рис.2.25) заполняются ВВ с недозарядом в пределах 0,5-1,0w ; Рис.5.25. Пример размещения скважин в веере и распределения ВВ в них при разработке весьма мощных рудных залежей. - недозаряд в остальных скважинах (см.рис.5.24 и 5.25) принимается таким, чтобы расстояние между зарядами было не менее 0,5w , то есть аmin  0,5w ; - если патроны-боевики инициируются электродетонаторами, то максимальная длина недозаряда не должна превышать 8м (так как промышленностью выпускаются ЭД с длиной проводов 10м, а наращивать их при монтаже по ЕПБ запрещено; - общая длина заряда во всех скважинах должна соответствовать величине, рассчитанной по формуле (5.14); выполнение этого условия обеспечивается подбором величины недозаряда в скважинах; - каждой скважине присваивается свой номер; нумерация производится по часовой стрелке. 12. Данные по каждой скважине заполняются в таблицу: Номер скважины Угол наклона, Градусы Длина скважины, м Длина недозаряда, м Масса ВВ в скважине, кг 1 2 3 ... ВСЕГО В дальнейших расчётах общая длина скважин и число их принимается в соответствии со значениями этой таблицы; при этом общая масса ВВ в веере Qф должна соответствовать расчётному значению. В противном случае необходимо произвести корректировку расстояния между веерами а и отбиваемого объёма руды, чтобы количество ВВ соответствовало ему. Для этого сначала определяется фактический объём руды, который может быть отбитым размещённым в веере количеством ВВ: , м3 а затем рассчитывается фактическое расстояние между веерами: , м Улавливание бурового шлама. Буровой шлам загрязняет откаточные и другие выработки. А если в добычном блоке, где бурят, на­чинают взрывать скважины, то вода с буровым шламом попа­дает в отбитую руду, а это создает опасность прорыва боль­шой массы мокрой руды при погрузке вагонов. При использо­вании глухих вагонов зашламленная мокрая руда попадает в бункера и при погрузке скипов также возможна авария. Из вагонов с откидной стенкой или откидным днищем вода с бу­ровым шламом вытекает по пути и загрязняет выработки. По­этому необходимо улавливать буровой шлам. На многих руд­никах перепускают воду из буровой выработки по специальной скважине в нижележащую выработку, служащую отстойником. Для этого ее заперемычивают почти на всю высоту, и в ней оседает буровой шлам. В качестве отстойника используют ка­кую-либо ненужную выработку или проходят специальную вы­работку. Необходимый объем шламоотстойной выработки опре­деляют из расчета 1,5—4 м3 на 1000м3 объема разбуриваемого массива, например в Кривбассе —2,2 м3 на 1000м3 объема. Шламоотстойники общешахтные проходят обычно вне руд­ного тела с уклоном около 10°. В отстойник из всех забоев откачивают зашламленную воду грязевыми насосами по шлан­гам диаметром 50—75 мм. Патрубок для отвода осветленной воды пропущен через бетонную перемычку. На ряде рудников ПО “Сибруда” заканчивают по возмож­ности все буровые работы в блоке до начала взрывания сква­жин. Вода от промывки скважин стекает в откаточные выра­ботки и в них в районе блока оседает шлам. По окончании бу­рения очищают выработки от шлама погрузочной машиной (на рельсовом ходу) и лишь после этого приступают к взрыванию и выпуску руды в данном блоке. Сравнительная оценка и область применения скважинной от­бойки По сравнению со шпуровой при скважинной отбойке: - в два-три раза увеличивается производительность труда на отбойке; обеспечивается ­независимость во бурения и доставки руды; - повышается безопасность работ по бурению и взрыванию по сравнению с отбойкой шпурами, та как рабочие места бурильщиков находятся в выработках ограниченных размеров; - уменьшается запыленность воздуха и повышается об­щая культура труда. Недостатки скважинной отбойки: - худшее дробление руды за счет расширения сетки расположения зарядов; - меньшая точность отбойки на контурах и, как следствие, дополнительные потери и разубоживание руды у контактов залежи, что особенно ощутимо при малой мощности залежи; Для применения скважинной отбойки необходимо, чтобы мощность залежи была не менее 5—8 м во избежание боль­ших потерь и разубоживания руды. В виде исключения при правильных контактах иногда отбивают руду скважинами при мощности 2-3м. 2.2.3. Минная отбойка руды Минная отбойка — это отбойка сосредоточенными зарядами большой массы, размещенными в подготовительно-нарезных выработках, специально проходимых для этой цели или имею­щихся. Производится она как на свободное пространство, так и на обрушенную ранее горную массу (в зажиме); может при­меняться при разработке мощных месторождений крепких руд. Устойчивость руд желательна не ниже средней, однако можно отбивать в зажиме и сильно трещиноватые массивы. Технологические схемы отбойки Отбивают руду горизонтальными сло­ями. Основные схемы минной отбойки: - с минными карманами и забутовкой; - без минных карманов и забутовки. Рис.5.26 Схемы минной отбойки: а – с минными карманами; б – без минных карманов; 1 – минный орт сечением 1,5х1,8м; 2 – минные карманы сечением 1,2х1,8м; 3- минные колодцы глубиной около 0,5м; 4 - забутовка рудной мелочью. По схеме (рис.5.26,а) минный орт (штрек) проходят сечением 1,5х1,8 м, из него образуют карманы сечением 1,2х1,8 м, а в карманах - иногда минные колодцы глубиной 0,5—1м. Руду, полученную при нарезке карманов и колодцев, временно размещают в орте, а затем, после заряжа­ния, используют для заполнения (забутовки) свободной части карманов. Все работы выполняются в основном вручную. В связи с этим, иногда отказываются от нарезки карманов и заряды располагают не­посредственно в прямолинейных выработках без забутовки. При схеме без минных карманов, по сравнению с преды­дущей, уменьшается трудоемкость работ, улучшаются условия труда, но увеличивается примерно в 1,5 раза удельный расход ВВ и усиливается разрушающее действие взрыва на окружаю­щие выработки. Для уменьшения последнего недостатка в вы­работках по направлению распространения взрывной волны выкладывают костровые перемычки из шпал или устанавли­вают гидравлические перемычки толщиной около 0,8м из по­лиэтиленовых мешков, заполненных водой. Применяют также опережающую взрывную забутовку. Параметры минной отбойки Л.н.с. при минной отбойке обычно 8—10 м. При л.н.с. ме­нее 6 м подрываются минные выработки, предназначенные для очередного взрыва, а при л.н.с. более 12 м получается чрезмерный выход негабаритных кусков (30% и более), нару­шается окружающий массив, что приводит к еще более нерав­номерному дроблению руды последующими взрывами. В случае принудительной посадки налегающих пород, если при этом степень дробления не имеет значения, л.н.с. иногда увеличивают до 14 м и более. Величина сосредоточенного (минного) заряда (кг) (5.17) где q — удельный расход ВВ, кг/м3; s — площадь забоя на один заряд, м2. Для одиночного заряда s = W2; для одного ряда зарядов s = Wа, где а — расстояние между зарядами. При многорядном расположении s = ab, где b — расстояние между рядами. Минная отбойка дешевле и производительнее шпуровой от­бойки, а иногда и скважинной при очень крепкой руде. Недостатки: неровные контуры выемки; увеличенные (при­мерно в 1,5 раза против скважинной отбойки) потери и разубоживание руды; нарушение окружающего массива и частич­ное разрушение ближних выработок. В свое время минная отбойка была распространена, но в последующем, в связи со своими существенными недостат­ками, она почти вытеснена скважинной отбойкой и имеет лишь вспомогательное назначение, например, обрушение пустых по­род и рудных потолочин, в которых есть выработки для разме­щения зарядов. Как основной способ она сохранилась в огра­ниченных масштабах, например, для выемки сильно трещино­ватых руд, если в них взрывные скважины разрушаются. В перспективе при разработке весьма мощных бедных место­рождений возможно частичное возвращение к минной отбойке. 2.2.4. Производство массовых взрывов Массовым взрывом на подземных работах называется взрыв, при осуществлении которого требуется время на проветривание и возобновление работ в руднике (шахте, участке) большее, чем это предусмотрено в расчёте при повседневной организации работ7. По количеству одновременно взрываемого ВВ массовые взрывы делятся на: - малые (до 10 т ВВ); - средние (до 100 т ВВ); - большие (до 250 т ВВ); - крупные (свыше 250 т ВВ). Значительные количества одновременно взрываемых ВВ при массовых взры­вах в подземных выработках предъявляют повышенные требования к обеспече­нию безопасности работ. Безопасность работ обеспечивается комплексом меро­приятий. Документация на проведение массового взрыва Подготовка массовых взрывов при отбойке рудного мас­сива осуществляется по: - техническому проекту проведения массовых взрывов на предприятии; - диспозиции, определяющей организацию работ по доставке ВВ, зарядке и проведению массового взрыва. При обрушении потолочин, отбойке блоков и разрушении междукамерных целиков на полную высоту этажа, а также при ликвидации пустот составляется специальный проект на каждый взрыв. Проекты составляются на основе: утвержденного проекта разработки место­рождения; технической и маркшейдерской документации; правил безопасности и местных инструкций по безопасности работ, а также опыта взрывания в анало­гичных условиях. Проекты утверждаются главным инженером производственного объединения (комбината, рудоуправления) и вводятся в действие приказом руководителя со­ответствующей хозяйственной организации. В типовом проекте приводятся: горнотехническая характеристика отрабаты­ваемого блока (панели); параметры расположения скважин (камер, шпуров); способы и схемы взрывания; конструкция зарядов и тип ВВ; диаметр скважин; расчетные показатели взрыва; расчет электровзрывной сети и времени проветривания; расчеты зарядов ВВ; расчет сейсмически безопасных расстояний для инженерных сооружений и горных выработок; мероприятия по вопросам техники безопасности. Для руководства работами при подготовке и производстве массового взрыва назначается ответственный за взрыв. Специальный проект массового взрыва должен иметь следующие разделы горнотехническая характеристика района взрыва; расчетные показатели мас­сового взрыва; организационно-технические мероприятия по подготовке и про­ведению массового взрыва. К проекту должны быть приложены графический материал и диспозиция проведения матового взрыва. В диспозицию вклю­чается распорядок проведения взрыва. В ней указывается: - дата и время производства взрыва; - должность и фамилия ответственного руководителя взрыва (главного инженера рудника или его заместителя) и технического руководителя взрыва (главного инженера шахты) или его заместителя (начальника участка); - место нахождения ответственного руководителя перед производством и в момент взрыва; - лица надзора, ответственные за доставку ВМ и заряжание скважин; - порядок охраны ВМ при доставке, хранении их на месте работы и заряжании; - старшие взрывники по заряжанию и укладке боевиков; - начало и окончание работ по заряжанию и монтажу взрывной сети; - взрывники и ИТР для монтажа взрывной сети; - опасная зона в шахте на время заряжания, монтажа взрывной сети и взрыва; - лица, ответственные за вывод людей из подземных выработок и поверхностных сооружений, входящих в опасную зону, а также за выставление постов охраны на поверхности; - местонахождение постов охраны и порядок их выставления; - срок и порядок вывода людей из опасной зоны, а также их допуска после взрыва; - срок и ответственный за вывоз остатков ВМ. Не позднее чем за двое суток до массового взрыва ставятся в известность об этом местные органы Госгортехнадзора России. Подготовка блока к массовому взрыву Перед подготовкой блока к массовому взрыву должны быть полностью окончены предусмотренные проектом отработки блока подготовительные и нарезные работы, отрегулирована в соответствии с проектом схема вентиляции, разбурены междукамерные целики, отбита и выпущена руда из компенсационных камер. Непосредственная подготовка блока к взрыванию заключается в составлении проекта массового взрыва, контрольном промере всех пробуренных, подлежащих взрыву скважин, их очистке, проверке и доведении до проектных размеров (если обнаружатся отступления) пройденных выработок, очистке вентиляционных путей. В этот период выбирают и оборудуют пути доставки ВМ к местам зарядки, освещают и очищают выработки, по которым будут доставляться ВВ, оборудуют для подъема (спуска) ВВ восстающие выработки, очищают места зарядки. За время подготовки крупных массовых взрывов в отдельных случаях часть пробуренных скважин теряется, выходит из строя. Для уточнения фактических глубин, определения числа нарушений и их характера перед массовым взрывом производят контрольный промер пробуренных скважин. Результаты промера используют для корректирования количества ВВ, подлежащего размещению в скважинах. Контрольный промер осуществляют специально выделенные люди под руко­водством лица горного надзора участка или работника маркшейдерского отдела. Данные о фактических глубинах скважин заносят в специальный журнал и сопоставляют с проектными, занесенными в этот журнал ранее. У аварийных скважин отмечают характер нарушения: провал, вывал, смещение, завал и т. д. Промер восходящих скважин ведут свинчивающимися деревянными штан­гами с расширением на конце, а нисходящих обычной мерной лентой с грузом. После окончания контрольного промера приступают к очистке и восстановлению нарушенных скважин с помощью металлических и деревянных свинчивающихся штанг, желонок, шнекообразных штанг, а иногда (особо ответственных скважин) и с помощью буровых станков. Категорически запрещается вести какие-либо работы по очистке и восстанов­лению нарушенных скважин после начала их заряжания. Очистка вентиляционных путей ведется с помощью скреперных установок, погрузочных машин или вручную. Особое внимание уделяется состоянию путей доставки ВМ. Для этого назна­чается специальная комиссия во главе с главным инженером рудника (шахты) или его заместителем, которая проверяет состояние путей доставки ВМ к местам зарядки и намечает меры по их соответствующему оборудованию, очистке и осве­щению. Восстающие выработки, служащие для подъема (спуска) ВМ, оборудуют подъемными пневматическими лебедками с двумя тормозными устройствами (в том числе одно механическое, независящее от наличия сжатого воздуха). Подъем (спуск) ВМ производят в заводской таре или бумажной обертке, но обя­зательно в контейнерах или других прицепных сосудах, которые крепят к подъ­емному канату способом (лучше всего с помощью карабинов), исключающим само­произвольное отцепление при сильном натяжении или напуске каната, при за­стревании сосуда и т. п. Для обеспечения непрерывности процесса заряжания необходимо иметь не менее трех контейнеров. Во время подготовки блока к взрыву проводят работы по защите горных выра­боток, оборудования и коммуникаций от разрушительного действия взрывной и сейсмической волн, по изоляции района взрыва от блуждающих токов и другие мероприятия, предусмотренные «Проектом» и «Диспозицией» взрыва. Борта, кровлю всех камер, где будут производить зарядку, тщательно осма­тривают и обирают от «заколов», опасные места укрепляют. Для удобства зарядки в высоких камерах или там, где произошло отслоение кровли, сооружают «козлы», на которых оборудуют переносные полки. К окончанию подготовки блока к зарядке по камерам разносятся пробки, зарядчики, штанги, парашюты для предупреждения высыпания заряда ВВ из скважины. Доставку ВМ в район массового взрыва разрешается производить только после проверки специальной комиссией, назначенной главным инженером шахты (рудника), готовности блока (панели) к производству массового взрыва и оформ­ления результатов проверки актом. Допуск людей к подготовке взрыва При массовых взрывах все работы по монтажу взрывной сети должны вы­полнять взрывники. Для доставки ВВ, а также заряжания скважин, камер и т. д. разрешается привлекать специально обученных и проинструктированных рабочих. Работа этих лиц может производиться только совместно с взрывниками под их надзором. Списки рабочих, выделенных согласно диспозиции в помощь взрывникам, передаются коменданту взрыва. Затем заместитель главного инже­нера по технике безопасности или другой работник отдела техники безопасности проводит с рабочими специальный инструктаж по правилам обращения с ВВ, их переноски и зарядки, включающий ознакомление с методами заряжания сква­жин (камер и т. д.), свойствами ВВ; особо обращают внимание на вопросы очистки скважин, опасности применения при зарядке металлических предметов, могущих вызвать искру, ликвидации пробок из застрявших патронов. Обращается вни­мание на свойства ДШ и ЭД, возможности и последствия перетирания проводов ЭД и нитей ДШ, правильное расположение их в скважине. Указывается на не­обходимость установки пробок в вертикальных и наклонных скважинах, разъяс­няются правила пользования пневмозарядчиками и другие меры безопасности. Обязательно присутствующий на инструктаже ответственный руководи­тель, в чьем подчинении будут работать инструктируемые рабочие, объясняет, что предстоит сделать за смену, в каком районе будут работать люди, где нахо­дятся постовые, охраняющие опасную зону, и каковы ее границы. Одновременно рабочих знакомят с пропускной системой. Затем рабочие расписываются за про­веденный инструктаж, работник отдела техники безопасности (ответственный за проведение инструктажа) визирует этот список, после чего комендант взрыва отдает распоряжение о выдаче им пропусков. Проведение инструктажа должно быть отражено в журнале по учету прохождения инструктажа по технике безопасности. Работами по доставке ВВ от базисного склада до мест зарядки руководит ответственный за доставку, обычно заместитель или помощник главного инженера. На каждый участок доставки ВВ (базисный склад, приемная площадка ствола, околоствольный двор, приемная площадка блока, камеры) назначаются специальные ответственные лица из числа инженерно-технических работников и учетчик, в обязанность которого входит учет поступивших и отгруженных ВВ. Учетчики следят также за правильным разносом ВВ по местам зарядки (камерам). Общим руководителем учета по всем местам перегрузки ВВ и доставки его к местам зарядки назначается инженерно-технический работник из числа главных специа­листов рудника (шахты). От базисного склада до приемной площадки ствола ВВ перевозится в автомо­билях, специально оборудованных с отметкой в путевом листе «Годен для пере­возки ВВ». Территория у ствола шахты, где расположена приемная площадка и ведется разгрузка ВВ, должна охраняться. По стволу шахты ящики и мешки с ВВ опускают в обычных или специальных вагонетках. Допускается размещать ВВ на полу клети. Ящики (мешки) должны занимать не более 2/3 высоты клети, но не выше ее двери, а при размещении в ва­гонетках — не выступать выше их бортов. Для доставки ВВ по подземным выработкам выделяются специально про­инструктированные поездные бригады. Электровоз и состав вагонеток, в которых должны транспортироваться ВВ, предварительно осматриваются механиком вну-тришахтного транспорта на пригодность их к перевозке ВВ и делается запись в книгах осмотра и ремонта электровозов и вагонов. Работами по зарядке руководит, как правило, начальник взрыва или его сменные помощники. В каждой камере, буровой выработке, подсечке и т. п., где идет зарядка скважин или укладка камерных зарядов, назначается ответствен­ный за зарядку из числа опытных инженерно-технических работников. Для зарядки восходящих скважин назначается звено, состоящее из взрыв­ника и двух-трех проинструктированных рабочих. При зарядке с использова­нием пневмозарядчика в состав звена входят взрывник и один-два рабочих (в за­висимости от глубины заряжаемых скважин). При зарядке нисходящих скважин звену из трех человек, включая одного взрывника, отводится серия скважин. Ответственный за зарядку по камере постоянно контролирует правильность и качество зарядки. Особое внимание обращается на правильную, определенную проектом очередность установки боевиков с ЭД. Для контроля и руководства у каждого ответственного должна быть выкопировка из проекта взрыва с указа­нием расположения скважин на данном участке, глубины скважин и очередности взрывания. Все лица, участвующие в производстве взрыва, кроме вспомогательных ра­бочих, пофамильно указываются в «Диспозиции проведения взрыва», где также отмечается численность работающих, постоянное место их работы (номер участка), фамилия и должность ответственного руководителя. Старшим руководителем является начальник взрыва или ответственный за его проведение. Ни один вышестоящий руководитель не имеет права отменить или изменить распоряжение начальника взрыва, не освободив его от исполнения обязанности письменным приказом. Начальник взрыва назначается из числа руководителей рудника — обычно это главный инженер или его первый заме­ститель. При производстве массового взрыва в сложных условиях, когда приходится заниматься вопросами эвакуации населения районов, попавших в опасную по сейсмическому воздействию зону, в ряде случаев обязанности ответственного за проведение взрыва принимает на себя начальник рудника. Ответственный за проведение взрыва и комендант взрыва заранее извещают руководителей предприятий, смежных рудников (шахт), вспомогательных цен­тров, работники которых могут находиться в опасной зоне в подземных выработ­ках или на поверхности. В извещении, направляемом на основании соответствующего приказа по комбинату (руднику), указанные руководители обязываются вывести работающих из подземных выработок и опасных зон на поверхность и подать коменданту об этом письменный рапорт. При необходимости вывода жи­телей из опасной зоны заранее должно быть направлено извещение в Администрацию района с указанием времени взрыва, домов, входящих в опасную зону, и времени, на которое жители должны быть выведены за пределы опасной зоны. Ответственным за вывод жителей из опасной зоны назначается специальный работник рудника, который выполняет свои обязанности при содействии органов милиции. При относительно небольших массовых взрывах, не требующих вывода всех людей из подземных выработок, начальником взрыва назначается началь­ник участка или его заместитель. Одним из основных руководителей взрыва является также начальник взрыв­ной («минной») станции, которым назначается главный энергетик рудника (шахты) или его заместитель. В обязанности начальника взрывной станции входит руко­водство работами по монтажу электровзрывной сети от места присоединения про­водов электровзрывной сети к магистральным линиям шахтного электроснабже­ния до рубильника, включением которого будет произведен взрыв. Начальник взрывной станции перед началом монтажа сети закрывает рубильник на замок и передает ключ начальнику взрыва. Все остальные ответственные руководители при производстве массового взрыва назначаются из лиц инженерно-технического состава. Ответственные руководители обязаны перед началом работ ежесменно полу­чать задание у начальника взрыва или его помощника и по окончании работы докладывать о выполнении полученного задания. На проведение массового взрыва назначаются наиболее опытные взрывники горных участков и служб рудника. Комендант взрыва и его помощники назначаются из инженерно-технических работников. В обязанности коменданта входит также оповещение о взрыве руко­водителей военизированных горноспасательных частей (ВГСЧ), ознакомление (под расписку) всех ответственных руководителей с «Проектом» и «Диспозицией проведения взрыва», контроль за выводом людей из подземных выработок и опас­ной зоны поверхности, охрана опасных зон под землей и на поверхности, вы­дача и прием (после окончания работ) пропусков, руководство дежурным транс­портом, дежурными слесарями и электриками. Комендант или его помощники круглосуточно находятся на руднике в определенном месте в течение всего вре­мени проведения массового взрыва — от завозки ВМ до допуска рабочих к местам работы. В комендатуру передаются все оперативные данные о ходе заряжания, о возникающих неполадках и т. д. Перед началом доставки ВВ и заряжания скважин из района взрыва, опас­ного по действию взрывной волны, снимаются водовоздушные и электрические магистрали, как правило, снимаются и убираются в безопасные места электро­двигатели скреперных лебедок, ограждения барабанов, рычаги. Скребки подтя­гиваются к лебедкам, канаты полностью наматываются на барабаны. Перед ле­бедками пробивается органная крепь. Весь подвижной состав перегоняется из района взрыва в безопасные места, указанные в «Диспозиции», где также указы­ваются время проведения этих работ и лица, ответственные за их выпол­нение. Во избежание разрушения бункеров взрывной воздушной волной все рудо­спуски перед взрывом заполняются рудой. Оборудование убирается также из районов поверхности, опасных по сейсми­ческому действию взрыва и близких к границе возможного обрушения поверх­ности. В первую очередь это касается рудников, где производится совместная раз­работка месторождения полезного ископаемого открытым и подземным спосо­бами. После уборки оборудования ответственный за его уборку подает коменданту взрыва специальный рапорт. Монтаж взрывной сети К монтажу электровзрывной сети приступают после окончания зарядки сква­жин и вывода людей, не участвующих в монтаже, за пределы опасной зоны, охраняемой постами. Монтажом электровзрывной сети и сети из ДШ руководит начальник взрыва. Монтаж ведут опытные взрывники, пофамильно указанные в «Диспозиции про­ведения взрыва». Вся электровзрывная сеть или сеть из ДШ делится на секции, участки, группы (рис.5.27). Руководитель, отвечающий за монтаж одной или нескольких групп участка, назначается из числа инженерно-технических работ­ников. У каждого ответственного за монтаж должна быть выкопировка из проекта взрыва, на основе которой и проводится коммутация сети. Сопротивления от­дельных ЭД при монтаже замеряют лишь в том случае, если при проверке собран­ной секции установлено наличие обрыва, когда сопротивление значительно выше (ниже) расчетного. При этом обязательно производится включение в прове­ряемую сеть дополнительного сопротивления. Соединения, сростки проводов электровзрывной сети зачищаются и тщательно изолируются специальными за­жимами или изоляционной лентой. Монтаж ведется в направлении от зарядов к источнику тока. Перед присоединением смонтированной электровзрывной сети к кабелю надо еще раз убедиться в отсутствии напряжения в кабеле. Противо­положные концы кабеля должны быть накоротко замкнуты с помощью "закороток". Места и время установки "закороток", а также лица, ответственные за их установку, указываются в «Диспозиции проведения взрыва». По окончании монтажа секции, группы, участка производится замер сопро­тивления смонтированной цепи и сопоставление полученных данных с проект­ными (расчетными). Расхождение допускается в пределах ±10 %. При большем расхождении следует повторить замер, предварительно проверив, все ли ЭД включены в монтируемую сеть и правильно ли она собрана. Рис.5.27. Схема монтажа электровзрывной сети при большом количестве электродетонаторов и подключение их к кабельной сети Концы смонтированных участков (групп) принимает от ответственных за монтаж начальник взрыва, повторяя замер сопротивления участка и сверяя его с расчетным. Результаты замеров по секциям, группам, участкам записываются в специальную ведомость. Взрывная станция монтируется при непосредственном участии ее начальника. До начала монтажа сети рубильник должен быть закрыт на замок и у него выставлен пост. Ключ от рубильника находится у начальника взрыва. Допуск к рубильнику может быть произведен только по письменному разре­шению первого руководителя взрыва (ответственного за организацию и проведе­ние взрыва или начальника взрыва). Сопротивления электровзрывной сети измеряют омметром ЛМ-48 (Р-343) мостикового типа. Омметр дает в сеть ток не более 0,5 А, однако не рекомен­дуется замерять им одиночные электродетонаторы, находящиеся в патронах-боевиках или в заряде. Для проверки целостности и проводимости электровзрывной сети приме­няют карманные приборы — взрывные испытатели ВИО-3. Ток ВИО-3 получают от удара пружинного бойка по пьезоэлементу через валик. Взрывание с помощью ДШ и пиротехнических реле КЗДШ является наиболее безопасным при проведении массовых взрывов. Однако недостатком такого взры­вания является сложность создания большого числа ступеней замедлений, под­верженность пучков ДШ и КЗДШ воздействию взрывной волны, невозможность предварительной проверки исправности реле КЗДШ. Согласно исследованиям сохранность взрывной сети из ДШ достигается лишь при суммарном интервале замедлений в 35 мкс. При применении сетей ДШ рассыпанное в устьях горизон­тальных и слабонаклонных скважин ВВ может быть причиной преждевременной детонации и тогда КЗДШ практически не выполнит своей роли. Все это значи­тельно ограничивает область применения КЗДШ при массовых взрывах на под­земных рудниках. Монтаж сети из ДШ, так же как и электровзрывной, производят после пол­ного окончания заряжания всех скважин и укладки камерных зарядов. Монтаж осуществляется опытными взрывниками по схемам—выкопировкам из проекта взрыва. При ведении монтажа вдоль зарядов прокладывается магистральная ли­ния, состоящая, как правило, не менее чем из двух ниток ДШ. Линия проклады­вается по почве выработок, очищенной от посторонних предметов, или эластично подвешивается к крепи. В особо ответственных случаях нити ДШ прокладывают в трубах или в специально подготовленных канавках на почве выработки, которые потом перекрываются досками. Для предупреждения отказов разрешается в одной точке магистральной линии подсоединять только одно ответвление к заряду; запрещается допускать пересечение нитей ДШ, наличие из них скруток или витков; нельзя применять в одной взрывной сети ДШ разных марок, различных заводов; дублированные обособленные сети. ДШ должны взрываться одновременно от одного и того же инициатора. При необходимости пересечения нитей ДШ расстояние между ними должно быть не менее 10 см и фиксироваться деревянной распоркой. Такое же расстояние должно быть выдержано при размещении на дублированных нитях ответвления пиротехнических замедлителей КЗДШ. Между параллельно про­ложенными КЗДШ в одной нити ДШ также устанавливается деревянная распорка в 10см. Рекомендуется следующие безопасные способы введения КЗДШ в сква­жину: - КЗДШ крепят к патрону ВВ с помощью ДШ и затем патрон осторожно вво­дят в скважину; в головке забойника предусматривают прорезь для свободного прохода КЗДШ и для того, чтобы ДШ, идущий от КЗДШ, не свернулся или не перегнулся при досылке патрона, шнур слегка натягивают; - КЗДШ помещают в специальный пустотелый деревянный патрон (фальш-патрон), который и вводится в скважину; отростки КЗДШ крепят к ДШ, вво­димому в скважину, и к ответвлениям магистральных шнуров; - КЗДШ с помощью изоляционной ленты крепится к ДШ, проложенному по скважине; при небольшом числе ступеней замедления при взрыве КЗДШ может вмонтироваться непосредственно в сеть ДШ или в участки магистральной линии. Во всех случаях монтаж сети из ДШ должен вестись от заряда к магистраль­ным линиям. Охрана опасной зоны При проведении массовых взрывов в подземных выработках различают две опасные зоны, охраняемые постами. Первая — на время заряжания, вторая — на время взрывания и проветривания (с момента начала монтажа электровзрыв­ной сети). Границы зон устанавливаются диспозицией. Руководство по­стами возлагается на коменданта взрыва и выделенных в его распоряжение разводящих. Постовые инструктируются комендантом перед вступлением на пост под расписку и отвечают за допуск людей в районы опасных зон только по специальным пропускам, которые должны предъявляться одновременно с удо­стоверением личности, имеющим фотографию владельца (пропуск пред­приятия). I опасная зона устанавливается с момента завоза ВМ в район взрыва и сох­раняется до выставления постов охраны второй опасной зоны. Границы первой зоны обычно устанавливают, исходя из конкретных условий, но, как правило, не ближе 100 м (по выработкам) от места заряжания. II опасная зона (учитывая большое количество одновременно взрываемого ВВ и возможность сильного воздушного удара и выброса ядовитых газов) имеет границы, как правило, вынесенные на поверхность — к устьям стволов шахт, штолен, подземных галерей. Опасная зона оцепляется постами к моменту начала работ по монтажу электровзрывной сети. Для входа во вторую зону комендант взрыва выдает особый пропуск. Вход в эту зону после окончания работ по монтажу сети запрещен. Ко времени производства взрывания все постовые во избежание отравления выброшенными через стволы шахт ядовитыми газами, должны быть отведены от устьев стволов. После взрыва все постовые переходят в подчинение ответствен­ного за проветривание, который исходя из конкретных условий, подтвержденных анализом проб воздуха, отобранных в горных выработках, может постепенно уменьшать границы зоны, давать разрешение на допуск людей в проветрившиеся участки, переставлять или снимать посты. Производство взрыва После окончания всех работ по заряжанию и монтажу электровзрывной сети или присоединения к собранной сети ДШ электродетонаторов к определенному времени, предусмотренному «Диспозицией проведения взрыва», комендант взрыва выводит всех людей за пределы второй опасной зоны. Ответственные за вывод людей по объектам, участкам, а также табельная и ламповая подают письменные рапорты коменданту взрыва о полном выводе людей из подземных выработок. Письменные рапорты коменданту взрыва о полном выводе людей из подземных вы­работок подают руководители всех смежных с шахтой предприятий, чьи люди могут находиться в подземных выработках (цехов технического контроля, кон­трольно-измерительных приборов и автоматики, ремонтно-монтажных групп, энергетической службы и др.). После получения письменных рапортов о выводе людей и выполнении дру­гих мероприятий, предусмотренных «Диспозицией проведения взрыва», комен­дант взрыва подает письменный рапорт ответственному за проведение массового взрыва о выводе всех людей за пределы опасной зоны, уборке оборудования и выставлении постов. Начальник взрыва подает ответственному за проведение взрыва письменный рапорт о готовности блока (электровзрывной сети, сети ДШ) к взрыву. Ответственный за проведение взрыва после получения этих рапортов дает письменное разрешение начальнику взрыва на производство взрыва. Одно­временно он дает ему письменный допуск к рубильнику взрывной станции. Когда старшим руководителем является начальник взрыва, он осуществляет эти опера­ции сам. Взрыв (включение рубильника взрывной станции) производится начальником взрывной станции в присутствии начальника взрыва. Мероприятия после взрыва К числу важнейших вопросов, подлежащих решению после массового взрыва, относятся вопросы проветривания выработок. В проекте массового взрыва должен быть предусмотрен специальный раздел по проветриванию подземных выработок после взрыва. Отдельные мероприятия (пути движения свежего и загрязненного воздуха, работа вентиляторов, места установки дополнительных перемычек, режим вентиляционных дверей и т. п.) включаются в «Диспозицию проведения взрыва». Особенностью проветривания в этом случае является быстрое снижение загазованности выработок непосредст­венно после взрыва, затем небольшой рост и повторное снижение загазованности. Причиной этого служит адсорбция газов породой в первоначальный момент, а потом вторичное их выделение. Работы по проветриванию рудника после массового взрыва заключаются в следующем. Сразу же после взрыва включаются вентиляторы на поверхности и не ранее чем через 1 ч — для выработок основного горизонта и через 2 ч — для района взрыва в шахту спускаются отделения ВГСЧ для выполнения предусмо­тренных «Проектом» работ по восстановлению нормальной схемы проветривания (включаются подземные вентиляторы, закрываются вентиляционные двери и т. д.). Спустя 2 ч осуществляют отбор проб воздуха в подземных выработках и его ана­лиз. Все эти работы ведутся в подземных выработках, за исключением района взрыва. Для анализа газов могут использоваться переносные газоанализаторы типа ГХ с индикаторными трубками на различные газы, позволяющие определять состав атмосферы непосредственно в выработках. В необходимых случаях для проверки результатов этих анализов проводится лабораторный анализ в по­ходной лаборатории ВГСЧ. В случае необходимости отделения ВГЧС принимают дополнительные меры к проветриванию отдельных участков забоев. Допуск лю­дей в шахту (кроме участка взрыва) разрешается только после проверки ВГСЧ состояния выработок и восстановления нормальной атмосферы, но не ранее, чем через 2 ч после взрыва. Разбирать газонепроницаемые перемычки, отделяющие участок взрыва, разрешается не ранее чем через 8 ч после взрыва. Допуск людей в проветрившиеся выработки разрешает ответственный за про­ветривание после согласования своих действий с главным инженером рудника (шахты). Для ведения восстановительных работ назначаются специальные группы крепильщиков, слесарей, электриков под руководством инженерно-технических работников. Работы по восстановлению снятого оборудования, водовоздушных и электрических магистралей, ремонт ходовых отделений и другие начинаются после полного проветривания района взрыва, подтвержденного анализами воз­духа. Эти работы начинаются с тщательного осмотра выработок приведения их в безопасное состояние (снятие заколов, обмыв бортов и кровли от пыли и т. п.), восстановления ходовых отделений, освещения рабочих мест. Руководители работ по восстановлению должны иметь с собой портативный газоанализатор типа ГХ и систематически проверять состояние рудничного воздуха. При обнаружении ядовитых газов люди должны быть немедленно выведены из опасного района. Руководитель работ сообщает о случившемся ответственному за проветривание, который принимает конкретные меры. Глава 6.ВЫПУСК РУДЫ 6.1. Виды выпуска руда Выпуск руды – это процесс истечения отбитой руды из выработанного (очистного) пространства или специальной выработки в доставочную или транспортную выработку с целью дальнейшего её перемещения. В зависимости от наличия или отсутствия подэтажных доставочных выработок различают подэтажный и этажный выпуск руды, а в зависимости от наличия или отсутствия специальных выпускных выработок — донный и торцевой. Донный выпуск руды (рис.6.1) появился раньше и более распространен. Выпускные выработки сохраняются на весь пе­риод отработки блока. Это дает возможность размещать от­битую руду по всей площади блока, применять любой порядок выпуска, доставлять руду не только машинами, но и оборудо­вать пункты выпуска полустационарными механическими уста­новками. Расходы на проведение выпускных выработок значи­тельны: 20—40 % всех расходов на подготовительные и очист­ные работы в блоке. Рис.6.1. Схема донного выпуска руды: а – подэтажный, под обрушенными налегающими породами; б – этажный, при открытом очистном пространстве; 1 – выработки для механизированной доставки руды; 2 – выработки для выпуска руды; 3 – откаточные выработки; Н - высота этажа; h – высота подэтажа. Действующие выпускные выработки должны быть запол­нены отбитой рудой, а недействующие — закрыты перемычками. Если выпускные выработки выходят в доставочную выработку одна напротив другой с двух противоположных сторон, то выпуск можно вести только из одной из них и при условии, что при­няты меры, исключающие самопроизвольный выпуск из другой. Торцевой выпуск руды производят непосредственно в выра­ботку, по которой доставляют руду механическим способом — самоходным оборудованием или питателем и конвейером. При­меняется преимущественно в случае отбойки руды вертикаль­ными или крутонаклонными слоями в зажиме при обрушении вмещающих пород на отбитую руду. Торцевой выпуск чаще применяют подэтажный (рис.6.2). Каждая из выработок для доставки руды горизонтальная и рас­положена непосредственно под вынимаемой частью подэтажа или блока. Погашают эту выработку в отступающем порядке по мере отбойки руды над ней, руда поступает в выработку с торца. При торцевом выпуске дешевле подготовительно-нарезные работы, так как не надо проходить выпускные выработки; но в каждом выпускаемом слое руда по всей его площади имеет контакт с обрушенными пустыми породами, что ускоряет появление породы при выпуске и может ухудшить показатели извлечения по сравнению с донным выпуском. Подэтажный торцевой выпуск при небольшой (5—9 м) вы­соте подэтажа получил распространение вначале на рудниках Швеции, а затем в Канаде, США и других странах. Достав­ляют руду самоходным оборудованием. Около 25 % объема подэтажа вынимают при проведении подэтажных штреков или ортов, поэтому они служат компенсационным пространством при отбойке. Торцевой выпуск этажный и подэтажный с увеличенной (15—40 м) высотой подэтажа появился впервые в нашей стране при отбойке руды в зажиме. Толщина взрываемого слоя 6—16 м. Над доставочной выработкой оставляют временный целик в виде козырька длиной 4—12 м, который отбивают по мере выпуска руды. Взрывают этот козырек участками по 2—6 м. Рис.6.2. Подэтажный торцевой выпуск руды при малой (а) и увеличенной (б, в, г) высоте подэтажа; б – послойный выпуск (I, II, III – порядок отбойки); в – массовый выпуск (стадия отбойки и частичного выпуска); г – то же, стадия погашения надштрекового целика и общего выпуска. 6.2 Выпускные выработки К выпускным выработкам относятся воронки и траншеи. Чаще применяются воронки (рис.6.3). Диаметр воронки обычно в пределах 5-12м. Выпускная часть воронки заканчивается дучкой шириной 1,5-2,5м. Рис. 6.12.. Выпускные воронки: 1 – доставочные выработки; 2 – воронки; 3 – дучка Траншеи (рис.6.13) в верхней части имеют ширину до 15-20м. Рис.6.4. Схема траншейной подсечки: 1 – дучка, 2 – скреперный штрек, 3 – траншейный штрек. Устойчивость днища блока с воронками выше, чем с траншеями, так как доля ненарушенного массива в общем объёме днища больше. Поэтому воронки применяются чаще. 6.3. Особенности выпуска руды под обрушенными породами Широко применяется технология, при которой на отбитую руду обрушают налегающие породы. Такой выпуск руды называют – выпуск под обрушенными породами. Очевидно, что в последнем случае неизбежны разубоживание руды, а также её потери. Истечение руды из дучек под обрушенными породами проис­ходит иначе, чем из открытых камер. Поэтому выпуск обру­шенной руды в таких случаях одна из ответственных операций, от которой зависят полнота извлечения и степень разубоживания руды. Опыт применения систем с обрушением пород и лаборатор­ные исследования выпуска сыпучих материалов показывают, что на полноту извлечения и разубоживание при выпуске под лбрушенными породами влияют следующие факторы: физические свойства, влажность и гранулометрический состав обрушенной руды и вмещающих пород, высота обрушенного массива руды и горное давление, г расстояние между выпускными выработками, режим выпуска, мощность, угол падения залежи, число плоскостей, по которым отбитая руда граничит с обрушенными поро­дами. Основные положения теории выпуска руды, созданной ис­следованиями С. И. Минаева, Г. М. Малахова, Н. Г. Дубынина, В. В. Куликова и других ученых, заключаются в следующем: 1. Движение руды при выпуске происходит в пределах определенной зоны, расположенной над выпускным отверстием (дучкой). Эту зону называют зоной потока или зоной разрыхления (так как в ней вследствие движения руды происходит ее разрыхление). 2. Форма зоны потока по результатам исследований ряда авторов представляет собой параболоид вращения с вершиной у выпускного отверстия. При выпуске на модели небольшого количества сыпучего материала из выпускного отверстия (рис.8.6,а) происходит вторичное разрыхление выпускаемой массы и ее опускание к отверстию, причем зона разрыхления при выпуске первых порций не достигает поверхности слоя 2—2, что видно по за­тухающему характеру деформации черных прослоев, уложен­ных в сыпучем материале светлого тона. При дальнейшем выпуске (рис.6.6,б) зона разрыхления распространяется и в покрывающие пустые породы (слой 3—3). Постепенно опускаясь вниз, пустые породы достигают плос­кости выпускного отверстия (рис.6.6,в). С этого момента на­чинается выпуск руды вместе с породой, то есть разубоживание руды. Дальше по мере выпуска разубоживание увеличивается, так как непрерывно возрастает поступление пустых пород. Выпуск прекращают, когда вместе с рудой начинает поступать слишком большое количество породы, и содержание металла в руде становится ниже установленной кондиции (рис.6.6, г). Рис.6.6. Схема движения руды при выпуске под обрушенными породами. Проникшая в руду пустая порода от уровня выпускного отверстия до первоначального уровня контакта руды и пустой породы образует воронку внедрения 4. Боковые поверх­ности этой воронки в зависимости от физико-механических свойств пород бывают либо выгнутыми к оси воронки, либо (реже) выпуклыми. С достаточной для практики точностью можно считать, что воронки внедрения по форме являются опрокинутым конусом, усеченным выпускным отверстием. Диа­метр воронки внедрения равен диаметру зоны потока на высоте контакта слоя выпускаемой сыпучей среды с покрывающими породами. 3. Скорость движения частиц руды по мере удаления от оси потока уменьшается, причем, чем ближе к отверстию, тем больше разница в скоростях движения между центральными и периферийными частицами. В верхней части потока частицы сыпучей среды движутся сплошным потоком с почти равными скоростями. 4. Объемы, из которых происходит истечение руды в про­цессе выпуска, являются геометрически подобными эллипсои­дами 5, усеченными плоскостью выпускного отверстия. Ча­стицы любой выпущенной из отверстия порции до выпуска располагались в объеме эллипсоида вращения. Все частицы, расположенные на поверхности каждого из эллипсоидов, при­ходят к выпускному отверстию одновременно. С увеличением высоты эллипсоида пропорционально возрастает его ширина (малая ось). Зона разрыхления (тоже в форме эллипсоида вращения) в несколько раз (по Г. М. Малахову в 15 раз) больше эллипсоида выпуска. 5. Размеры зоны потока, воронки внедрения и эллипсоида выпуска зависят от целого ряда факторов, к числу наиболее важных из них относятся: - физические свойства, влажность и гранулометрический со­став обрушенной руды и вмещающих пород (с увеличением угла внутреннего трения, сил сцепления, угла естественного откоса ширина зоны потока уменьшается, а с увеличением крупности частиц она увеличивается; если сыпучая среда со­стоит из пылеватых и глинистых частиц, то увлажнение ее мо­жет привести к ухудшению сыпучести, что скажется на умень­шении зоны потока; - слеживаемость руд сильно ухудшает результаты выпуска и даже может быть причиной отказа от си­стем с обрушением руды; зона выпуска в слежавшихся рудах принимает иногда форму цилиндра («трубы»), что увеличи­вает потери руды; наличие в обрушенной руде большого коли­чества крупных глыб при преобладании мелких кусков в обру­шенной породе может привести к повышенным потерям и разубоживанию; - некрупный равномерный состав руды и отсут­ствие мелочи в породе дают хорошие результаты по извлечению и чистоте руды; - размеры выпускного отверстия (с увеличением ширины вы­пускного отверстия радиус (ширина) зоны потока возрастает без изменения радиуса кривизны границы зоны; - высота обрушенного массива руды (с увеличением высоты слоя полный радиус (ширина) зоны возрастает); - геометрическая форма выпускного отверстия и вибрация в процессе выпуска,а также другие факторы. Например, с увеличе­нием частоты колебаний ширина зоны потока сначала увели­чивается, а затем начинает уменьшаться. В соответствии с этой теорией количество руды, выпущен­ной до разубоживания, можно вычислить либо через объем воронки внедрения (на начало разубоживания см. рис.2.33в), либо через объем эллипсоида выпуска высотой, равной высоте слоя отбитой руды. Потери определяются количеством остав­шейся руды между воронками внедрения. Для уменьшения по­терь и разубоживания руды при системах с обрушением не­обходимо: Принимать максимально возможный по условиям устой­чивости выработок диаметр дучек, так как с его увеличением возрастает ширина зоны потока. Увеличивать по возможности высоту слоя обрушенной руды, так как это увеличивает ширину зоны и уменьшает плот­ность невыпущенной между рудоспусками руды. Если, напри­мер, в определенных условиях при высоте отбиваемого слоя 40—45 м извлечение чистой руды составляло 60%, то при вы­соте 16м оно уменьшается до 25%. 3. Выпускные отверстия располагать с минимально допу­стимыми по условию прочности пород интервалами между ними. Г.М.Малахов рекомендует принимать соблюдать отношение высоты слоя к расстоянию между вы­пускными отверстиями, равным 5-7. 4. Вести равномерный (поочередно из всех дучек равными дозами) выпуск руды. Режим выпуска во многих случаях является главным фактором, определяющим потери и разубоживание руды. Выпуск руды ведут по специально разработанным планограммам выпуска. При правильно выбранных параметрах горизонта выпуска и правильной организации работ можно достичь выпуска не менее 85-90% чистой руды при разубоживании не более 10—15%. Глава 7.ВТОРИЧНОЕ ДРОБЛЕНИЕ РУДЫ На каждом подземном руднике в зависимости от типа применяемого транспортного оборудования и размеров сечений выпускных и перепускных выработок устанавливается свой максимально допустимый кондиционный размер куска отбиваемой руды. При шпуровой отбойке он может составлять 300-400мм, а при сквадинной – до 1200мм и более. Все куски руды, превышающие кондиционный размер, называются негабаритом, а качество отбойки характеризуется выходом негабарита – отношением массы негабаритов в отбитой руде (измеряется в %). При шпуровой отбойке выход негабарита составляет единицы %, при скважинной – до 10-15%, а при минной может достигать 20-25%. Все негабариты подлежат дополнительному вторичному дроблению, которое производится на добычном участке перед транспортом руды к стволу или на поверхность. Разрушают негабариты преимущественно взрывным спо­собом или непосредсвенно в очистном пространстве, если доступ в него безопасен или в доставочных выработках. Крупные куски, лежащие в выработке, дробят накладными или помещаемыми в неглубокие (около 10см) шпуры заря­дами. Обычно крупные куски откладывают в сторону с помощью погрузочно-доставочного оборудования, а затем, когда все сво­бодное место уже занято ими или когда заканчивается рабочая смена, разрушают сразу все куски серией зарядов, соединен­ных детонирующим шнуром. Удельный расход ВВ на дробление негабарита накладными зарядами составляет 1,5-2кг/м3, шпуровыми зарядами - 0,4-0,8кг/м3. Большой расход ВВ вызывает длительную зага­зованность выработок и значительный разлет осколков. Более благоприятные результаты дает применение кумуля­тивных зарядов с торцевой пластиной, созданных в нашей стране. В них, как и в плоском заряде, сохраняется большая площадь, на которой энергия ВВ передается на прег­раду, но в центре заряда формируется струя большой мощ­ности. Удельный расход ВВ 0,3-0,4кг/м3. Масса кумулятив­ных зарядов от 25 до 400г. Взрывное дробление негабарита требует перерыва в процессе доставки для установки заря­дов, их взрывания и проветривания выработок, что ухудшает технико-экономические показатели доставки в целом. Поэтому на ряде рудников успешно работают стационарные гидробутобои, устанавливаемые над грохотами, уложенными на устье рудоспусков. На соляных рудниках применяют передвижные участковые дробилки для механического дробления руды (рис.7.1). Рис.7.1. Передвижная участковая дробилка ДДК. Иногда, при разработке рыхлых мягких руд применяют ручное дробление негабаритов кувалдой. Глава 8. ДОСТАВКА РУДЫ Доставка – это перемещение отбитой руды, которое производится в пределах добычного участка или блока, от места отбойки до транспортных средств. Как правило, при этом выполняются рабочие процессы погрузки, перемещения руды и ее погрузки в транспортные средства. Однако, может выполняться только одна погрузка руды (например, в камерах прямо в автосамосвал). 8.1. Способы доставки руды В настоящее время на подземных рудниках применяются следующие способы доставки руды: - гравитационная; - механическая (скреперная, самоходным оборудованием, питателями, конвейерами); - силой взрыва; - гидравлическая. В основном применяют доставку гравитационную и механическую, в меньшем объеме—взрывную и лишь иногда и в не­значительном объеме — гидравлическую. В качестве механической продолжительное время при­меняли, за редкими исключениями, только скреперную до­ставку. С середины шестидесятых годов на рудниках бывшего СССР получают распространение самоходное оборудование, конвей­еры и питатели. Способ доставки руды тесно связан с системой разработки и выбирается вместе с ней. 8.2. Гравитационная доставка руды Практически на каждом руднике применяется гравитационная доставка (включая разработку пологопадающих жил). Различают два вида гравитационной доставки руды: по очистному или выработанному пространству и по рудоспускам. 8.2.1 Гравитационная доставка руды по очистному пространству Очистное пространство в этом случае поддерживается естественно за счет устойчивости руды и окружающих пород и тогда оно остается открытым или заполняется отбитой рудой. Отбитая руда обычно выпускается через люки в вагонетки или через погрузочные заезды ковшовыми погрузочно-доставочными машинами доставляется к участковым рудоспускам. Если производится обрушение налегающих пород, то отбитая руда под действием сил гравитации опускается к выпускным выработкам и механизмами доставляется к транспортным средствам. В чистом виде, когда не применяются другие способы доставки, гравитационная доставка по очистному пространству применяется при разработке крутопадающих жил. Отбитая руда под действием собственного веса опускается к выпускным люкам, из которых грузится в вагонетки. При открытом очистном пространстве руда может скатываться при углах падения залежи не менее 45-55°. Как правило, гравитационная доставка по выработанному пространству применяется в сочетании с механическими способами доставки. 8.2.2. Гравитационная доставка руды по рудоспускам К рудоспускам руду доставляют механическими средствами. Рудоспусками служат вертикальные и крутонаклонные вы­работки, пройденные в руде или боковых породах. Угол на­клона—не менее 55-60°, в крайнем случае 45—50° в верхней части рудоспуска, если она никогда не бывает заполнена рудой. Рудоспуски располагают по возможности в устойчивых по­родах, чтобы избежать крепления их, так как крепь разруша­ется. Диаметр рудоспуска составляет от 1,5м при габарите кусков 400мм до 3м при габарите 800—1000 мм. Глубокие (150—300м и более) рудоспуски проходят обычно вертикаль­ными диаметром 3м. По мере износа диаметр может возрасти до 10—12 м. При износе до диаметра 7—8 м целесообразно переходить на эксплуатацию рудоспуска в заполненном состоя­нии, кроме верхней части высотой 75—100м. Иногда для спуска руды выкрепляют специальные отделе­ния (размером обычно не менее 0,9х1,4 м) в восстающих, либо в очистном пространстве, заполненном закладкой или поддер­живаемом крепью. Спускают руду и по стальным трубам диа­метром 500—800 мм. Если в выработках над рудоспуском взрывают заряды ВВ, то рудоспуск должен быть заполнен рудой над люком на вы­соту не менее 3м. Рудоспуски могут иметь длину от нескольких метров до нескольких сотен метров (вы­сота нескольких этажей). Различают рудоспуски участковые и капитальные. Участковые рудоспуски могут иметь относительно небольшую высоту (обычно 10-15м), если их несколько в пределах добычного блока, и достигать 100м и более, если они обслуживают участок месторождения из нескольких добычных блоков. Капитальные рудоспуски проходятся в районе главной вскрывающей выработки, по которой добытая руда выдаётся на поверхность, и они могут обслуживать несколько откаточных горизонтов, поэтому их высота может значительно превышать 100м. Расстояние между рудоспусками выбирают с таким расче­том, чтобы сумма затрат на проходку выработок и на сам про­цесс доставки руды была минимальной. С уменьшением рас­стояния затраты на сам процесс доставки сокращаются, а на проходку - возрастают, причем эта последняя статья наиболее существенна при глубоких рудоспусках, поэтому рудоспуски сравнительно короткие, длиной до 20—30 м, располагают под каждой доставочной выработкой, а при длине 100—150 м и бо­лее — один рудоспуск на несколько блоков, на расстояниях один рудоспуск от другого 100—200 до 400 м и более при доставке руды самоходными машинами. Глубокие рудоспуски, обладая большой “буферной” емко­стью, обеспечивают практическую взаимонезависимость во вре­мени процессов доставки руды в рудоспуск и транспорта руды от рудоспуска. Это, начиная с глубины рудоспусков примерно 150м (из которой 75-100 отводится на свободное падение кусков для их дробления) повышает в 2—3 раза производи­тельность процессов, особенно при значительном выходе нега­барита, задерживающем доставку. Конструкция рудоспусков Рудоспуски состоят из двух частей (рис.8.1): ствола рудоспуска (1) и выпускной (люковой) камеры (2). Рис.8.1. Элементы рудоспусков: 1 – ствол рудоспуска, 2 – выпускная камера, 3 – люк; а – при выпуске самотеком, б – при вибровыауске, в – при машинной погрузке. Параметры рудоспусков Сечение ствола рудоспуска может быть круглым, квадратным, прямоугольным. Средний размер в сечении участковых рудоспусков обычно составляет 1,5 - 2,5м, реже более. Диаметр капитальных рудоспусков для перепуска руды с горизонта на горизонт и даже через несколько горизонтов может достигать 5-7м. Высота участковых рудоспусков определяется принятой технологией горных работ и изменяется от нескольких до 70 -80м (редко более). Бесперебойное (без зависаний) движение руды по рудоспускам возможно только в том случае, если его конструктивные параметры соответствуют сыпучим свойствам перепускаемого материала. Определению размеров сечения стволов рудоспусков посвящены многие работы. В них даются рекомендации и расчетные формулы из условия свободного истечения материала. Причем, одна группа рекомендует определять эти параметры, исходя из крупности кусков, другая - по некоторым механическим характеристикам сыпучей среды (для руд, склонных к слеживанию). Многие авторы предлагают определять размеры сечения рудоспуска через коэффициент проходимости, представляющий собой отношение диаметра отверстия к кондиционному размеру куска руды. Рекомендуется принимать его не менее 4 - 5. При истечении мелкокускоых руд характерно образование сводов из-за наличия сил сцепления между частицами перепускаемого материала. Размер сечения в этом случае определяется по формулам: для сечения круглой формы , (8.1) для сечения прямоугольной формы , (8.2) c - сцепление рудной массы, т/м2;  - угол внутреннего трения, град.;  - объемная масса руды, т/м3;  - коэффициент пропорциональности; , a - большая сторона прямоугольника, b - меньшая сторона прямоугольника. Поэтому при перепуске крупнокусковой руды без рудной мелочи, склонной к слеживанию, параметры сечения ствола рудоспуска определяются по коэффициенту проходимости, а при перепуске рудной массы, склонной к слеживанию, необходимо провести проверку параметров как по коэффициенту проходимости, так и по формулам (8.1) или (8.2). Конструктивные параметры выпускных камер рудоспусков для выпуска руды самотеком зависят от свойств рудной массы и должны обеспечивать свободное (без зависаний) движение рудной массы по всей люковой камеры с учетом образования "мертвой" зоны на основании люковой камеры у задней стенки рудоспуска при выпуске слеживающихся руд. При выпуске сухой кусковой руды высота люковой камеры bmin от ее основания должна соответствовать условию проходимости (в 4-5раз больше кондиционного размера). При этом угол наклона αр металлического основания камеры должен быть не менее угла естественного откоса руды (более 450) (рис.8.3,а). Высота выпускного отверстия люка h0 для обеспечения проходимости кусков руды должна быть в 2-3 раза больше среднего куска. Рис.8.3. Параметры люковой камеры при выпуске сыпучей руды (а) и склонной к слеживанию (б). При выпуске склонной к слеживанию руды в люковой камере у задней стенки образуется под углом β "мертвая" зона 1 неподвижной руды, поэтому угол наклона основания камеры в этом случае роли не играет и необходимость в металлическом основании отпадает. Но существенным параметром становится расстояние от оси рудоспуска до оси откаточной выработки l: чем больше это расстояние, тем меньше ширина потока руды b. Расстояние между точкой сопряжения кровли люковой камеры с передним бортом рудосауска и уровнем люка определяется из выражения: H= (-s-)tgβ , м (8.3) bmin - минимальная высота потока рудной массы, при которой исключается зависания её, м; β - угол наклона неподвижной зоны, град.; ориентировочно β=(45+)  - угол внутреннего трения, град.; - расстояние между осями откаточной выработки и ствола рудоспуска, м; s - расстояние между люком и осью откаточной выработки, м; b - минимальный размер сечения рудоспуска, м; Как видно, конструкция люковой камеры рудоспуска при перепуске по нему связной рудной массы, склонной к слеживанию, существенно зависит от расположения его ствола относительно откаточной выработки: чем дальше ствол рудоспуска от откаточной выработки, тем выше должно располагаться сопряжение кровли люковой камеры с передним бортом рудоспуска. При погрузке руды вибропитателями без люков помимо выполнения этого условия параметры сопряжения кровли ниши питателя с передним бортом рудоспуска должны исключать самопроизвольное падение кусков руды на почву откаточной выработки при неработающем вибропитателе (см. рис.8.1,б). Причем коэффициент проходимости в районе работы вибропитателя снижается в 1.5 - 2 раза. При выпуске руды вибропитателями из выпускных камер, оборудованных люками, выполнение последнего условия не обязательно. Типы выпускных люков На практике применяют различные конструкции люков, отличающиеся типом люковых затворов. На рис.8.4 показан люк с двухсекторным затвором. Рис.8.4. Люк с двухсекторным затвором: 1 – днище люковой камеры, 2 – затворы, 3 – выпускное отверстие, 4 – лобовина, 5 – отбойник, 6 – рама. Люк состоит из днища 1, люковых затворов 2, бортов 3, лобовины 4, отбойника 5, рамы 6 и привод откры­вания люковых затворов. Люки бывают с плоскими попе­речными задвижками (рис.8.5,а), с секторным (рис.8.5,б), пальцевым (рис.8.5,в), лотковым (рис.8.5,г), цепным затворами (рис.8.5,д), а также с комбинированным затвором (рис.8,5,е). Рис.8.5. Схемы основных типов люковых затворов. Выбор типа люка зависит от количества руды, которое должно быть выпущено через него, необходимого срока его службы, гранулометрического состава выгружаемой руды, раз­меров откаточной выработки и способа ее крепления, вмести­мости и размеров откаточного сосуда. Люки с поперечными задвижками применяют при разработке маломощных жил, хорошем дроблении руды и невысокой производительности блока. Затвор в люках такого типа состоит из одной или двух поперечных досок, удерживае­мых железными стержнями. Люки с одно- или двухсекторными затворами наиболее распространены, так как надежны в работе и могут применяться при мелкой и крупнокусковой руде (до 300-400мм). В настоящее время для выпуска руды из рудоспусков применяют вибропитатели На рис.8.6 показана установка вибролюка ЛВО-2, приме­няемого на рудниках Хрустальненского ГОКа и Кафанского (Армения) меднорудного комбината при относительно небольшой произво­дительности блоков. Вибролюк представляет собой сварной ло­ток с двумя мотор-вибраторами 2 электрическим или пнев­матическим приводом мощностью 1,2 кВт. Лоток опирается на резиновые амортизаторы 3, установленные на элементы руд­ничной крепи. Для устранения просыпания руды устанавлива­ются деревянные борта 4, обшитые металлическим листом. Выпускное отверстие перекрывается деревянным шиберным за­твором, предотвращающим самопроизвольное выпадение от­дельных кусков руды после окончания погрузки состава. При включении вибраторов лоток совершает 2800 колебаний в минуту при амплитуде 0,4—0,6 мм. Вследствие этого руда на лотке приходит в движение при угле на­клона его от 5 до 20°. Рис.8.6. Установка вибролюка в откаточной выработке. Среднесменная производительность вибролюка 50—250 т. Небольшие размеры и масса (250кг) вибролюка обеспечивают простоту его в монтаже. Малогабаритный подвесной вибролюк (питатель) типа ПВМ предназначен для выпуска горной массы крупностью до 0,5м. Техническая производительность его 150—250 т/ч, масса 320кг. Вибролюки надежны в эксплуатации, обеспечивают безопасность работ, повышают производительность труда; время на ликвидацию зависаний сокращается в 4—10 раз. Установка более мощного автоматического шахтного люка (АШЛ) в откаточной выработке показана на рис.8.7. Вибролюк состоит из вибрационного питателя, установленного в спе­циальной металлической раме. В настоящее время выпускается модернизированная конструкция этого люка 1АШЛ. Рис.8.7. Автоматический шахтный люк (АШЛ): 1-электродвигатель, 2-вибратор,3-приёмный бункер, 4-лоток, 5-рама. Техническая характеристика вибролюка 1АШЛ: Производительность при угле установки не более 10° - 1000-1600 т/ч Установленная мощность -10 кВт Максимальный размер транспортируемого куска -1000мм Частота колебаний в минуту -2900 Амплитуда колебаний, -0,6-0,8мм Габариты, мм: Длина -3450 Ширина -1850 Высота -1200 Масса – 2700кг Для установки вибролюка 1АШЛ требуется проведение заходки объемом 32м3. Трудовые затраты на доставку и монтаж вибролюка - 22-23чел-смены. Эксплуатация вибролюков 1АШЛ на предприятиях Кривбасса показала их стабильную работу независимо от свойств руды Причины зависания руды в рудоспусках Как показывает опыт эксплуатации рудоспусков на рудниках России и ближнего зарубежья основными причинами зависаний руды в них являются: 1. несоответствие конструктивных параметров как стволов рудоспусков, так и выпускных камер гранулометрическому составу и сыпучим свойствам перепускаемой рудной массы; 2. попадание в рудоспуск негабаритных кусков; 3. попадание в рудоспуск посторонних предметов (бревна, опалубка, трос и т. д.); 4. изменение сыпучих свойств рудной массы в рудоспусках из-за: - попадания воды, - попадания закладочного материала, - наличия большого количества слеживающейся рудной мелочи, - из-за наличия большого перерыва в разгрузке рудоспуска, - из-за уплотнения рудной массы в нижней части рудоспуска; 5. вывалы больших кусков породы из бортов рудоспусков и значительное изменение формы сечений рудоспусков и т.п.. Предупреждение зависаний руды в рудоспусках В соответствии с перечисленными причинами зависаний руды в рудоспусках, основные способы предупреждения следующие: 1. Соответствие конструкции рудоспусков гранулометрическому составу и сыпучим свойствам перепускаемой рудной массы. 2. Исключение попадания негабаритных кусков руды в рудоспуск, что может быть достигнуто следующими мероприятиями: - применением таких параметров БВР, при которых исключался бы выход негабарита; - установкой грохотных решеток над рудоспуском, исключающих попадание в рудоспуск негабарита;8 - применение передвижных участковых подземных дробилок перед рудоспуском (за рубежом). 3. Исключение попадания посторонних предметов в рудоспуск, за счет административно-организационных мероприятий на руднике. 4. Предупреждение изменения сыпучих свойств рудной массы в рудоспуске за счет: - исключения попадания воды и закладочного материала в рудоспуск, что достигается отводом их потоков от рудоспуска или устройством на горизонте загрузки рудоспуска заградительного барьера по периметру его; кроме того, воду можно отводить из рудоспуска по специальным скважинам, пробуренным параллельно ему; - уменьшения рудной мелочи в общей рудной массе путём совершенствования параметров БВР; выбора рационального режима эксплуатации рудоспуска, под которым понимается допускаемый перерыв между выпусками рудной массы, а также та минимальная высота руды в рудоспуске, ниже которой происходит уплотнение рудной массы от падающих кусков. 5.Предупреждение вывалов породы из бортов рудоспуска путем крепления или упрочения их. Ликвидация зависаний руды в участковых рудоспусках Зависания руды могут происходить как в стволе рудоспуска, так и в люковой камере. Весьма сложным является ликвидация зависаний в стволе рудоспуска, так как нет возможности подобраться к месту зависания. Для ликвидации таких зависаний обычно применяют сотрясательное взрывание фугасов (зарядов ВВ, устанавливаемых в люковой камере на деревянных шестах). В практике применялся следующий способ ликвидации зависаний руды в стволе участкового рудоспуска. В ствол рудоспуска с доставочного горизонта вешалась корабельная цепь, которая подвешивалась к тросу, перекинутому через блочок над рудоспуском, и закреплённому к тяговой лебёдке. При зависании руды лебёдка вытягивала цепь, что способствовало самоликвидации зависаний. Эффективность Другой способ ликвидации зависаний руды в стволе рудоспусков – бурение скважин с откаточного горизонта к месту зависания и ликвидация зависания взрыванием заряда ВВ, подаваемого через скважину в район зависания. Очевидно, что такой способ ликвидации на продолжительное время приостанавливает эксплуатацию рудоспуска. Из вышеизложенного следует, что надёжных способов ликвидации зависаний в стволах участковых рудоспусков нет, поэтому должны применяться все меры для исключения попадания в рудоспуск негабаритов и посторонних предметов. В основном, зависания происходят в выпускной части рудоспуска. Основными способами ликвидации в последовательности их применения являются: - ручной с помощью деревянных шестов или специальных инструментов; - взрывной фугасами. Иногда для ликвидации зависаний в люковой камере на её днище укладываются и закрепляются виброленты (металлические листы длиной 2-3м с инерционными электрическими или пневматическими вибраторами, прикреплёнными к листам на конце их у выпускного люка). Когда выпуск идёт без зависаний, они не работают. При зависании включатся вибраторы, за счёт вибрации металлического листа руда сползает к выпускному люку, уменьшая размеры "мёртвой" зоны и увеличивая высоту потока руды, что способствует самоликвидации зависания. Безопасность работ при эксплуатации рудоспусков Как показывает практика эксплуатации рудоспусков на рудниках, большую опасность представляют выбросы руды, вызванные переувлажнением её (при влажности свыше 15 - 18%). Наибольшую опасность они представляют при ликвидации зависаний для взрывника, люкового и водителей транспортных средств, находящихся в районе рудоспуска, во время которого за счет гидравлического удара разрушаются люки и в считанные секунды вся масса выливается в откаточную выработку. При вероятности попадания воды в рудоспуск для повышения безопасности работ предпочтение, вероятно, должно быть отдано выпускным камерам с люковыми устройствами. Большое значение для обеспечения условий труда для лиц, занятых на эксплуатации рудоспусков, имеет прочная конструкция люковых камер и выпускных устройств, способных выдерживать большие динамические нагрузки при выбросах. Так, на руднике "Маяк" Норильского ГМК разработаны, внедрены и успешно эксплуатируются бетонные люковые камеры (см.рис.8.8), которые в соответствии с ЕПБ оборудованы дистанционным управлением люковых затворов. Рис.8.8. Люковая камера с бетонным креплением. 8.3. Скреперная доставка руды Общие сведения Длительному применению скреперной доставки способство­вали совмещение ее с погрузкой, простота устройства, распо­ложение скреперной лебедки на значительном расстоянии от мест взрывных работ, сравнительно небольшие затраты на мон­таж и демонтаж. Скреперная установка (рис.8.9) состоит из двух- или трехбарабанной скреперной лебедки 5 с электродвигателем, специального скребка-скрепера 2, головного 3 и хвостового 6 канатов, концевого 1 и поддерживающих 7 блочков. При движении скрепера от забоя до рудоспуска 4 головной канат накручивается на рабочий барабан лебедки, а хвостовой 6 раскручивается с порожнякового барабана. Таким образом скрепер, захватывая горную массу перемещает ее к рудоспуску. Возвращается скрепер в забой накручиванием хвостового каната на порожняковый барабан. Рис.8.9. Схема скреперной установки: 1 – хвостовой блочок, 2 – скрепер, 3 – головной канат, 4 – рудоспуск, 5 – скреперная лебедка, 6 – хвостовой канат, 7 – поддерживающий блочок. Руду доставляют скрепером как по очистному пространству, так и по подготовительным выработкам — скреперным штре­кам или ортам, в которые из очистного пространства через выпускные выработки она по­ступает под действием силы тяжести. Руду скреперуют в рудоспуски или в вагоны через погрузоч­ный полок, в последнем случае погрузку вагонов называют без­люковой. Скреперные установки имеют мощность от 10 до 130 кВт. В маломощных залежах, а также на подэтажах и слоях с небольшим сроком отработки применяют установки мощно­стью 15—30 кВт, при проведении узких (до 2—Зм) и корот­ких (до 10—15 м) выработок—до 15 кВт, на горизонтах вы­пуска руды и в больших очистных камерах — 50—100 кВт и более. Скреперные установки применяют двухбарабанные и только в отдельных случаях — в широких очистных камерах — трехба­рабанные. При мощности 15, 30, 50 и 100 кВт наибольший размер кусков равен соответственно 500, 800, 1000 и 1200мм, диаметр каната — 16, 19, 22 и 28мм. Скреперы используют 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. Емкость скрепера (м3) , (8.3) где N — мощность скреперной лебедки, кВт. При использовании мощных установок в выработках не­большой ширины (1,6—2 м) целесообразно применять много­секционные скреперы, которые сочетают значительную емкость с небольшой шириной. Ящичные скреперы применяют при мелкой руде в широких очистных забоях. При скреперовании хорошо раздробленной взрывом руды по аккумулирующей выработке или вдоль длинного навала нахо­дят применение многоковшовые скреперные установки: на го­ловной канат примерно через 5м по длине навешивают скре­перные ковши, обычно шарнирно-складывающиеся, и переме­щают канат примерно на 6м туда и обратно; скреперная установка управляется автоматически с помощью концевых вы­ключателей. Отношение ширины скрепера к ширине выработки должно составлять 0,5—0,8 для складывающегося скрепера и 0,4—0,6 для нескладывающегося. Большие значения относятся к выра­боткам с гладкой (например, бетонной) крепью и незакреплен­ным выработкам. Скреперные блочки (основные) выпускаются диаметром от 200 до 400мм. При больших расстояниях скреперования устанавливают че­рез 15—20 м вспомогательные блочки для подвешивания хво­стового каната в кровле с целью уменьшения его износа. Расход скреперных канатов составляет обычно 25—40 кг на 1000 т доставленной руды. Технологические схемы скреперования. При скреперовании по прямой и под углом используют двухбарабанные установки, а в широких ка­мерах — трехбарабанные. При доставке руды под углом, т. е. последовательно по двум выработкам, из которых одна расположена под углом к другой, чаще применяют две двухбарабанные лебедки (по одной в каждой выработке), работающие последовательно. Скреперную установку размещают с той стороны, в кото­рую скреперуют руду. Этим облегчается визуальный контроль за наполнением скрепера и его разгрузкой. При необходимости можно располагать установку с противоположной стороны и скреперовать руду от себя. В широких камерах трехбарабанные установки применяют с одним головным и двумя хвостовыми канатами; направление движения скрепера обеспечивают путем изменения длины ле­вого или правого хвостового каната. При скреперовании по очистной камере, в которую доступ рабочих запрещен, хвостовой скреперный канат перебрасывают через очистное пространство с помощью пневматической пушки. Пушка выстреливает ме­таллическую болванку с капроновым линем на расстояние до 100м. Далее с помощью тягальной лебедки типа протя­гивают линем скреперный канат через очистное пространство. При выборе расстояния скреперования учитывают, что с уменьшением его возрастает производительность доставки, но требуется дополнительное число откаточных выработок, рудо­спусков, люков, перестановка скреперных лебедок. В связи с этим при больших количествах руды на единицу площади блока применяют такие схемы подготовки, при которых рас­стояние доставки не превышает 20—30 м. В других случаях расстояние достигает 50—80 м. По месту расположения скреперной установки различают технологические схемы с размещением её: 1. непосредственно в очистном пространстве (в лавах, камерах, заходках); 2. в доставочных (скреперных) выработках. По способу загрузки транспортных средств различают следующие технологические схемы: 1. с люковой погрузкой (через рудоспуск); 2. с безлюковой погрузкой. В последнем случае загрузка вагонеток производится через погрузочный полок. Основными достоинствами схемы являются: - значительное сокращение проходческих работ в блоке (не проходятся рудоспуски и выработка над откаточным штреком или ортом); - нет необходимости в сооружении выпускного люка; - загрузка вагонеток производится непосредственно скреперистом без участия люкового. Однако существенным недостатком схемы является значительное снижение производительности как скрепериста (т.к. он простаивает при отсутствии состава вагонеток), так и транспорта (из-за продолжительности процесса загрузки вагонеток). Производительность скреперной доставки Производительность скреперных установок зависит от мощ­ности лебедки, емкости скрепера, длины скреперования и вы­хода негабарита, влияющего на число зависаний руды в вы­пускных отверстиях. Эксплуатационная производительность, т/см, , (8.4) где Тсм — продолжительность смены, мин. (360 или 420 мин.); Тпр — сред-несменное время простоев, мин. (60-80мин.); зав — удельные затраты вре­мени на ликвидацию зависаний, мин/т; вд — удельные затраты времени на вторичное дробление негабарита на почве выра­ботки, мин/т; д — удельные затраты времени собственно на доставку (скреперование), мин/т; tзав — средняя продолжительность ликвидации одного зависания, мин, обычно tзав≈ 15 мин; Qв — среднее количество руды, выпускаемой из отверстия между двумя зависаниями; изменяется от 20 до 100—200 т; меньшие значения относятся к большому выходу крупных кусков при отбойке и малым по­перечным размерам скреперных штреков и выпускных отвер­стий; , мин/т, где tвд — средняя продолжительность перерыва при одном взрывании негабаритных кусков на почве выработки, мин. ( tвд≈10-15 мин.); п — выход негабарита, %; р — средняя масса одного не­габаритного куска; при габарите 400мм р = 0,6— 0,8 т; при га­барите 800мм р = 0,8—1,2 т; т — количество одновременно взрываемых кусков на почве выработки, обычно от 2 до 4; , мин./т, где L — средняя длина доставки, м; vгр,, vхол  — скорость соот­ветственно грузового и холостого хода скрепера, м/с; принима­ются по техническим характеристикам лебедок; tзагр — время на загрузку и разгрузку скрепера (ковша), по дан­ным хронометражных наблюдений tзагр ≈20 с; q—грузоподъем­ность скрепера, т. В практике металлических рудников производительность скреперной установки обычно колеблется от 20—30 до 300— 500, в отдельные смены до 900 т/смену. Более высокие значе­ния достигаются при скреперовании по скреперным штрекам на расстояние 10—30 м при хорошем дробле­нии руды взрывом, габарите кусков 800—1000мм, большом (3,0х3,0 м и больше) сечении скреперного штрека и мощности лебедки 50—100кВт и более. Особенности технологии скреперной доставки Скреперные и выпускные выработки. Конструкции и размеры выпускных. скреперных выработок должны быть такими, чтобы заторы руды при вы­пуске образовывались как можно реже, и как можно ниже по отношению к скре­перному штреку. Расширение выпускной вы­работки за пределы “мерт­вой” зоны (недоступной для скрепера) не увеличивает ак­тивного сечения выработки. При лик­видации зависания руда выдав­ливается из дучки, прорывается боль­шой массой и располагается под углом около 15°, поэтому сразу после ликвидации за­тора практически невозможно иметь в штреке достаточный проход для людей. Далее, по мере скреперования, откос руды увеличивается до 45°, при этом надо иметь проход для людей шириной не менее 0,8м и высотой 1,8м. Этим и определяется правильное положение козырька (лобовины) дучки. Величина активного сечения выпускной выработки возра­стает с увеличением ширины (при увеличении ширины скре­пера) и высоты скреперного штрека. При увеличении сечения штрека от 1,6х1,8 до 3х3 м раз­мер прохода для руды возрастает от 0,5—0,6 до 2—2,5 м. Разгрузка скрепера. Скрепер разгружают в рудоспуск или непосредственно в вагон через полок. При размере кондицион­ного куска до 400мм над рудоспуском укладывают грохотную решетку. При размере кондиционного куска более 400мм руду скреперуют либо в вагоны через полок, либо в рудоспуск, который ограждается металлическим поручнем. Расположение скреперных штреков. Располагают скреперные штреки выше откаточного горизонта не менее, чем на 10—12 м, чтобы емкость рудоспуска была не меньше емкости состава электровозной откатки, или на уровне кровли от­каточных выработок (при безлюковой погрузке). Иногда скреперуют руду в так называемые аккумулирующие выработки, по которым ее доставляют далее (скрепером или конвейером) до пункта погрузки в транспортные средства. В условиях мощных или пологих залежей в блоке имеется несколько скреперных ортов или штреков. Они соединяются между собой с одной стороны так называемым хозяйственным штреком (ортом), около которого устанавливаются скреперные лебедки, а с противоположной стороны вентиляционным штре­ком (ортом). Сравнительная оценка и область применения скреперной до­ставки Достоинства: -дешевле доставка оборудования на под­этажи; - невысокие затраты на монтаж; - допустимо малое (от 1,6х1,8) сечение вырабо­ток; - возможность применения при любой крепости и устойчи­вости руд. Недостатки: - относительно низкая производительность; - плохие санитарно-гигиенические условия труда скрепериста; - необходимость в монтажных ра­ботах. Применять скреперную доставку остается целесообразным главным образом в следующих случаях: - при низкой производительности добычного блока; - при малоустойчивой руде и большом горном давлении, когда затрудняется поддержание выработок увеличенного сечения. 8.4. Доставка руды самоходным оборудованием Общие сведения Самоходное оборудование на погрузке и доставке руды ис­пользуют как безрельсовое, так и рельсовое. Безрельсовое при­нято называть самоходным оборудованием. Применяют его с тридцатых годов, главным образом, при разработке мощных и средней мощности залежей крепких руд. Все виды самоходного оборудования для доставки руды делятся на две группы: 1. погрузочно-доставочные комплексы (ПДК), состоящие отдельно из механизмов погрузки (подземные экскаваторы, погрузочные машины) и механизмов транспортировки (самоходные вагоны, подземные автосамосвалы); 2. погрузочно-доставочные машины (ПДМ), представляющие единый механизм загрузки и транспортировки. Самоходные машины выпускают на пневмошинном и реже на гусеничном (экскаваторы) ходу с дизельным, электрическим или пневма­тическим приводом хода. Особенностями современных мощных самоходных машин яв­ляются универсальность (возможность выполнения нескольких основных и вспомогательных функций, например погрузка и доставка руды, доставка материалов, зачистка дорог и т.п.). пневмошинный ход и дизельный привод. В последнее время из-за проблем с проветриванием дизельное оборудование заменяется на электрическое. Электрический привод получает энергию через кабель (реже — от аккумулятора); кабель длиной до 220м автомати­чески наматывается на барабан, установленный на самоходной машине. Для длинных перегонов машины нужен трактор с уста­новленным на нем дизель-генератором для приведения в дейст­вие системы гидроуправления машины. Пневматический привод питается через шланг длиной до 50м, что снижает скорость машин, он имеет невысокий к.п.д. и используется лишь для машин легкого класса с небольшим радиусом дей­ствия. Машины с дизельным приводом имеют систему газоочистки. Газоочисти­тели для очистки выхлопных газов применяют каталитические и жидкостные, устанавливают их на самих машинах. При работе дизельных машин необходимо подавать свежий воздух по действующим нормам 6,8 м3/мин на 1 кВт мощности дизель­ного двигателя. Контроль рудничной атмосферы обязателен каждые сутки, а лабораторный анализ выхлопных газов от каждой машины — обычно через день. Если санитарная норма не выполняется, машину снимают с эксплуатации до исправле­ния газоочистительной системы. Погрузочные машины На очистных работах применяют два типа погрузочных машин: - ковшовые на рельсовом ходу типа ППН (рис.8.10), - с нагребающими лапами на гусеничном ходц типа ПНБ (рис.8.11). Рис.8.10. Погрузочная машина типа ППН. Рис.8.11. Погрузочная машина непрерывного действия типа ПНБ Выпускают два типа размера два типоразмера этих машин: 1) среднего класса массой 18-22т с установленной мощ­ностью электродвигателей 80—90 кВт; 2) тяжелого класса массой 27-30т с установленной мощ­ностью электродвигателей 140-230 кВт. Машины среднего класса могут работать в выработках не­большого сечения (не менее 3,7х2,5 м). Они хорошо работают при наличии кусков крупнее 400мм и выходе негабарита не более5%, Производительность машины изменяется от 200 до 900 т/смену; Тяжелые машины этого типа могут погружать руду круп­ностью до 600-800 мм; производительность машины 400—1500 т/смену. Машинам с боковыми нагребающими рычагами, наряду с непрерывностью работы и хорошей зачисткой почвы и углов выработки, свойственны высокая стоимость, частые поломки нагребающих рычагов и конвейеров при крепкой руде, а также гусениц, сложность обслуживания и ремонта. Использование их целесообразно преимущественно при мягкой руде и на под­готовительных работах. Подземные экскаваторы Для погрузки руды при отработке пологих залежей с открытым очистным пространством приме­няют электрические экскаваторы с ковшом емкостью 1-2м3 в комплексе с автосамосвалами и бульдозерами. Отечественные экскаваторы ЭП-1 с ковшом ем­костью 1м3 (рис.2.45)применяют для погрузки руды в автосамосвалы в выработках высотой 6м и более на рудниках Джезказганского комбината. При коэффициенте крепости руды 12—14 производительность экскаватора достигает 700 т/смену. Экскаватор загружает 20-тонную автомашину за 2,5—3 мин Применять экскаваторы целесообразно главным образом в высоких (не менее 4м) камерах с широким фронтом работ, где не требуются боль­шие перегоны. Самоходные вагоны Самоходные вагоны (рис.8.12) имеют пневмоколесный челноковый ход и длинный бункер емкостью от 2,5 до 10м3, оборудованный донным скребковым конвейером. При­вод электрический, питается через кабель, а у малых ваго­нов—от аккумуляторов. Нагружают самоходные вагоны погру­зочными машинами с нагребающими рычагами, а на калийных рудниках питателем бункер-перегружателя, принимающего руду от комбайна. Для калийных рудников создан вагон ВСЭ-25 грузоподъемностью 25 т. Машину ПНБ-Зк обслуживает один вагон грузоподъемностью 10-15т при доставке на 100м и два вагона при доставке на 100-200м; производительность комплекса 300—500 т/смену. Рис.8.12. Самоходный вагон Преимуществами самоходных вагонов в известных условиях являются челноковый ход, полная загрузка емкости, постепен­ная разгрузка. Недостатки: износ конвейера при крепкой руде; продолжительная разгрузка; низкая скорость движения (до 8 км/ч); слабая маневренность. Самоходные вагоны применяют главным образом при мягких рудах и на проходческих работах. Подземные автосамосвалы Автосамосвалы нагружают погрузочными или ковшовыми погрузочно-доставочными машинами, экскаваторами или вибро­питателями. Применяют их для отвозки рудной массы на рас­стояние 300—1000 м до рудоспусков или других пунктов перегрузки на рельсовый транспорт, а иногда—и как основной вид транспорта на несколько километров. (При большом расстоя­нии доставка и транспорт как бы совмещаются). При увеличении дальности перевозки с 400 до 1000м затраты на доставку 20-тонными машинами возрастают примерно на 35%. Используют специализированные автосамосвалы с шарнир­ным соединением кузова грузоподъемностью обычно от 20 до 40-50т. Они обладают относительно малой высо­той, большой маневренностью, пониженными требованиями к качеству дорог, оборудованы дизельными двигателями мощ­ностью 100-400кВт с каталитической и мокрой очисткой выхлопных газов. Кузов обычно опрокидной, реже—телескопический, сдвигающийся. Производительность—от 500 до 1500т/смену. Рис.8.13. Подземный автосамосвал. На отечественных рудниках применяют главным образом специализированные двухосные автосамосвалы с опрокидным кузовом грузоподъемностью 20—40 т типа МоАЗ (рис.8.13). При этом выработки должны иметь сечение 16—18 м2. При добыче гипса, соли, ангидрида для закладки и т. п. при­меняют также обычные автомашины, оборудованные газоочи­сткой. За рубежом используют также самосвалы грузоподъемностью до 60—80 т (рис.8.14) и более, но они приемлемы лишь при большом сечении выработок. Возможно использование шахтных автопоездов, позволяющих при тех же габаритах, что и у двухосных автосамосвалов, перево­зить груз в 3—5 раз больше. С положительными результа­тами испытан экспериментальный образец автопоезда АШ-75 грузоподъемностью поезда 75т. Он состоит из пяти вагонов с боковой разгрузкой, двух тягачей по обоим концам поезда и оснащен шестью моторными ося­ми. Суммарная мощность дизеля — около 280 кВт. Длина — 36м, радиус по­ворота — 15м, ско­рость — до 20 км/час, требуемое сечение выработок — 12м2. На ряде подземных рудников автосамосвалы отвозят руду из забоя по наклонному съезду на поверхность и далее на обо­гатительную фабрику на расстояние до 10—12 км. Рис.8.14 Подземный автосамосвал "Супра 0012Н" фирмы "Тамрок" (грузододъёмность 80 т, максимальная скорость 30км/ч) Погрузочно-доставочные машины ПДМ имеют привод дизельный, в последнее время элект­рический, питаемый через кабель, или аккумуляторный, а для легких машин пневматический. Все ПДМ делятся на две группы: - бункерные типа ПТ (рис.8.15), имеющие бункер грузоподъемностью 4т (или больше) и относительно погрузочный ковш емкостью 0,3-0,5м3; - ковшовые типа ПД (рис.8.16), имеющие ковш грузоподъемностью 5-20т, в котором перевозится руда. Ковшовые погрузочно-доставочные машины типа ПД получили наи­большее распространение. В последнее время их стали широко применять в качестве погрузчиков вместо погрузочных машин для погрузки автосамосвалов и самоходных вагонов. Ковшовые ПДМ бывают легкие с грузоподъемностью ковша до 2—3 т, среднего класса—4—6 т и тяжелые—7—20 т и больше. На 1 т полезного груза приходится около 3 т собст­венной массы машины и 7,5 кВт мощности. Для машин с ковшом емкостью от 1 до 5,6м3 минимальная ширина доставочной выработки составляет соответственно от 2,4 до 3,5м, а высота — от 2,4 до 3м. При черпании руды с почвы выработки ковш движется под действием напорного усилия машины (около 20т для ПДМ мощностью 150 кВт). Рис.8.15. . Погрозочно-доставочная машина типа ПТ. Рис.8.16. Погрузочно-доставочная машина ПД-5: 1 – двигатель; 2 – ходовая часть; 3 – кабина; 4, 5 – ковш соответственно в транспортном положении и при разгрузке) Почву постоянных мест погрузки руды, например заездов при донном выпуске, целесообразно покрывать бетоном или же­лезобетоном, что значительно повышает производительность и снижает износ машины. Машины удовлетворительно работают и на крупнокусковой руде при емкости ковша более 3м3. Расстояние доставки от 100-400м до 500-1000м при грузоподъемности 8—20 т. При больших расстояниях эти машины, имеющие высоту погрузки до 3900мм, применяют в комплексе с автосамосвалами. ПДМ с ковшом до 3-4м3 используют на вспомогательных работах: для зачистки почвы камер, дорог, сгребании горной массы в навал, для перевозки негабаритных кусков руды для вторичного дробления в междусменный перерыв в свободные выработки, иногда для перевозки в ковше материалов и оборудования. Производительность погрузочно-доставочных машин Эксплуатационная производительность ковшовых ПДМ при наличии большой (не менее полусменной) бу­ферной емкости рудоспуска может быть рассчитана по фор­муле: , т/см, (8.5) где Тсм — продолжительность смены, ч; q — грузоподъемность ПДМ, т; k1 — коэффициент использования машины во времени, в благоприятных условиях равный приблизительно 0,7—0,8; k2 — коэффициент снижения производительности из-за выборки и отвозки в неработающий забой негабаритных кусков, составляет 0,9—0,95; k3 =0,6—0,9—коэффициент использования машины в течение смены; Тц — продолжи­тельность цикла, мин. Тц = tдв + tн + tзав + tр где — время движения, мин (L — расстояние до­ставки, м; vср — средняя скорость движения, м/мин); — время наполнения ковша, мин, —соотношение ши­рины ковша и среднего диаметра кусков руды; — удельные затраты времени на ликвидацию зависаний, мин/т (—время на ликвидацию одного зависания—около 15 мин; пзав — число зависаний, значительно меньшее единицы, приходя­щиеся на один цикл ПДМ, ; Q — среднее количество руды, выпущенное между зависаниями, т/зависание, ; tр ≈0,5 — время разгрузки ковша с учетом манев­ров у рудоспуска, мин. В затратах на доставку руды ковшовыми ПДМ приблизи­тельно ¼ приходится на зарплату машинистов, ¼ — амортиза­ция, ¼ — техническое обслуживание и ремонт, ¼ — горюче-смазочные материалы и шины. Дороги для самоходных машин Дороги для самоходных машин бывают: с подсыпкой руд­ной мелочи, щебеночные или гравийные с пропиткой битумом и без нее; бетонные, асфальтобетонные, асфальтовые. Техническая скорость автосамосвалов около 40 км/ч; оте­чественных дизельных ПДМ — 20км/ч, зарубежных — около 40км/ч. В связи с несовершенством дорог, движением по ним людей, наличием пересечений скорость движения машин не дол­жна превышать 20 км/ч. На магистральных выработках боль­шой протяженности (до 500 м) она может быть увеличена по согласова­нию с Госгортехнадзором до 40 км/ч. Тип покрытия дороги и скорость движения выбираются сов­местно. Оптимальное решение соответствует минимальной сум­ме затрат на покрытие проезжей части, приобретение и ремонт машин и их эксплуатацию. При больших грузопотоках целесообразны преимущественно следующие решения: 1) при расстоянии перевозки 300—700 м — скорость 12—20 км/ч, покрытие щебеночное или гравийное толщиной 150мм с битумоцементной пропиткой; 2) при расстоянии 1000—1500 м — скорость максимально-допустимая, покрытие бетонное или щебеночное толщиной 300мм с битумоцементной пропиткой; 3) при расстояниях 2—3 км и более—асфальтовые или асфальтоцементные (в необводненных или мало обводнен­ных выработках) покрытия. Во избежание обводнения этажных и подэтажных выработок, по которым движутся самоходные машины, целесообразно про­ходить эти выработки с уклоном Размеры выработок для самоходного оборудования По правилам безопасности, в выработках для перевозки руды и сообщения с очистными забоями зазоры между наиболее выступающей частью транспортного средства и стенкой (крепью) выработки или размещенным в выработке оборудованием должны быть не менее 1,2м со стороны прохода для людей и 0,5м с проти­воположной стороны. При устройстве пешеходной дорожки вы­сотой не менее 0,3 м и шириной 0,8 м или при устройстве ниш не менее чем через 25 м зазор со стороны прохода для людей можно уменьшить до 1 м. Ниши должны устраиваться высо­той не менее 1,8 м, шириной 1,2 м, глубиной 0,7 м. В выработ­ках погрузочно-доставочных (в очистных блоках) или находя­щихся в проходке, а также предназначенных только для экс­плуатационного бурения должны приниматься зазоры не менее 0,5м с каждой стороны (при скорости движения машин не более 10км/ч и невозможности присутствия людей, не связан­ных с работой машин). В выработках, включая наклонные съезды, предназначенных для доставки в очистные блоки оборудования, материалов и лю­дей в машинах при скорости движения свыше 10км/ч могут приниматься зазоры не менее 0,6м с каждой стороны, если ис­ключается передвижение людей пешком. Безопасность труда при работе на самоходных ма­шинах С целью повышения безопасности работ в камерах применяется дистанционное управление ПДМ в пределах видимости (рис.8.17) Рис.8.17. Погрузочно-доставочная машина с дистанционным управлением. Пульт управления помещается в доставочной выработке, откуда просматривается место по­грузки руды в очистном пространстве. Хороший обзор обеспе­чивается при расстоянии до 20—30 м, удовлетворительный — 50м, максимально допустимое расстояние — 100м. Дистанци­онно управляют подъездом машины к навалу руды, погрузкой и возвращением в доставочную выработку. Здесь оператор пере­саживается на машину и переходит на ручное управление для доставки руды к рудоспуску. Специализированные ПДМ с ра­диоуправлением имеют увеличенную на 20—30 % стоимость. Дистанционное управление в пределах видимости приме­няют все шире, так как оно намного улучшает условия труда, и, кроме того, позволяет осуществить погрузку и доставку руды в опасных для доступа людей местах (в высоких камерах, в которых руда отбита сква­жинами. Дистанционное телеуправление в настоящее время является основным на руднике "Кируна" (Швеция). Применение на доставке руды погрузочных машин на рельсовом ходу Обычно такие машины типа ППН применяются при проходке выработок (рис.8.18). Технологическая схема погрузки руды такими машинами при разработке крутопадающих месторождений небольшой мощности представлены на рис.8.19. Выпускают руду на почву откаточного горизонта в выби­тые из штрека ниши, в которых перпендикулярно к штреку уложены рельсы. По этим рельсам погрузочная машина перемещается вперед для наполнения ковша, затем отъезжает и опрокидывает ковш через себя в вагон электро­возной откатки. Вторичное дробление руды осуществляют в заторах и на почве ниш. Длина ниш — до 10м — ограни­чивается по условию проветривания за счет диффузии. Рис.8.18.. Схема работы погрузочной машины ППН в проходческом забое. Погрузочные машины на рельсовом ходу используют также в маломощных залежах при выемке подсечного слоя в блока над рудным штреком. Руду отбивают на почву штрека, погрузоч­ная машина работает на основном рельсовом пути. Рис.8.19. Схема применения погрузочной машины ППН при разработке крутопадающей залежи. Сравнительная оценка доставки руды самоходным оборудо­ванием Преимущества: высокая производительность; мобиль­ность; исключаются вспомогательные работы по переносу, мон­тажу и демонтажу даже при непостоянстве рабочих мест; уни­версальность (одни и те же машины используются на очистных и подготовительных работах; ковшовые погрузчики могут за­чищать дороги, перевозить в ковше материалы и т. п.). Недостатки: вы­сокая стоимость оборудования и сравнительно малый срок слу­жбы (3—6 лет); дороговизна запасных частей; длительные ремонты, в связи с чем обычно лишь около 30-50% машин го­товы к эксплуатации; большой расход воздуха на проветривание при работе дизельного оборудования; увеличенное (12м2 и более) сечение выработок для дви­жения и работы мощных машин; сложность ремонта и обслуживания машин. Тем не менее при взрывной отбойке достоинства самоход­ного оборудования настолько существенны, что на сегодня его можно считать лучшим из имеющихся средств механизации доставки руды в подходящих для его использования горнотех­нических условиях. Самоходное оборудование применяют, в основном, в мощных и сред­ней мощности залежах с устойчивой рудой. 8.5. Доставка руды питателями Общие сведения Питатель – это короткий (до 8-10м) конвейер, способный работать под завалом руды. Питатели применяют при взрывной отбойке руды для следующих целей: 1) для донного выпуска руды в вагон, автосамосвал, рудо­спуск, на конвейер, а иногда и в скреперный штрек; 2) для торцевого выпуска руды на виброконвейер; 3) вместо люка для по­грузки руды из рудоспусков в вагон. Используются главным образом вибрационные питатели. Удельный объем доставки руды вибропитателями продолжает существенно возрастать, особенно в черной металлургии. Под действием вибрации насыпные материалы получают свойство текучести, так как в них уменьшается внутреннее трение. Колебания лотка бывают направленные, подбрасывающие материал в направлении перемещения, и ненаправленные. В установках с ненаправленными колебаниями угол наклона лотка составляет 14—17° при погрузке в вагоны, автосамосвал и на грохот (в этих случаях надо останавливать поток быстро) и до 22—24°. Чем больше на­клон, тем выше производительность, но при наклоне 24° воз­можно самопроизвольное скатывание крупных кусков руды. Поэтому в этом случае выпуск руды с питателя производят через выпускной люк. Питатели устанавливаются в специальных выработках (нишах) и удерживаются в них канатами. Привод вибратора электрический инерционный, который крепится к основанию питателя снизу со стороны выпуска руды. Распространены вибропитатели типа ВДПУ, известные под названием “Сибирячка”. Установки с направленными колебаниями могут переме­щать руду не только под уклон, но даже на небольшой (око­ло 5°) подъем. С питателя можно ликвидировать зависания руды. Для защиты рабочего от вредного воздействия вибрации не­обходимо дистанционное управление им. Технологические схемы При донном выпуске вибропитатели работают непосред­ственно под выпускной выработкой; выпущен­ный негабарит дробят на нем. Такой выпуск руды называют вибровыпуском (рис.8.20). Рис.8.20. Схема вибровыпуска руды: 1 – откаточный орт, 2 – вибропитатель, 3 – ниша питателя. Один питатель устанавливают на одну или две выпускные выработки; в первом случае питатель работает под завалом, во втором руда на питатель поступает с боков. При выпуске руды из двух выработок на вибропитатель не­направленного действия для устранения зависаний необходимы специальные обходные выработки. В остальных случаях зави­сания могут ликвидироваться с питателя или из специальной выработки. Производительность вибровыпуска при выходе негабарита до 3—5 % и погрузке руды в вагоны — от 600—800 до 1500 т/смену, а в слу­чае подачи в рудоспуск — до 2000—3000 т/смену. Современный вибропитатель пропускает до из­носа 150—200 тыс. т руды. При торцевом выпуске руды возможно применение виброкомплексов для доставки руды к рудоспуску. Вибро­питатель, установленный в торце выработки под навалом отбитой руды погружает руду на вибрационный конвейер, состоящий из секций длиной 2м. По мере отбойки руды и продвижения забоя к рудоспуску последние секции извлекаются. Вибропитатель (с направленными колебаниями) оборудуют гидроцилиндрами, развивающими усилие до 3000 кН, для из­влечения его из-под завала и перестановки под следующий слой. Комплексы имеют производительность до 600 т/смену при относительно небольшом (400-500мм) габарите кусков и вы­ходе негабарита до 5 %. Питателям свойственны вы­сокая производительность и надежная работа при любом гранулометрическом составе руды, в том числе и при крупнокусковой абразивной руде. Недостаток — значительные затраты на монтаж-демонтаж. Область применения питателей При донном выпуске руды благоприятны большая высота блока и другие условия, обес­печивающие значительный запас руды на пункт выпуска приблизительно не менее 10—20 тыс.т до 50—70 тыс.т. При торцевом выпуске питатели (вибрационные передвиж­ные в комплексе с секционными разборными виброконвей­ерами) целесообразно использовать главным образом при по­ниженной устойчивости руды, не позволяющей иметь незакрепленные выработки сечением более 3х3. 8.6. Доставка руды конвейерами Конвейеры широко применяются при механической отбойке руд и сравнительно редко при взрывной отбойке. При механической отбойке при доставке руды используют, в основном скребковые конвейеры (рис.8.21), входящие в состав очистных комплексов, включающих ещё добычной комбайн флангового типа и секции передвижной крепи (см. рис.8.5). Со скребковых конвейеров руда поступает на ленточные конвейеры шириной 500-1000мм, которыми транспортируются к околоствольному двору, либо на поверхность. Такая технология применяется при разработке калийных и марганцевых месторождений. 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 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. Конвейеры бывают двух- и трехцепные, чаще с верхней рабо­чей ветвью, тогда скребки движутся по металлическому лотку, под которым проходит холостая ветвь. Рис.8.21. Скребковый конвейер На доставке взорванной руды ленточные конвейеры обыч­ного типа применяют редко, главным образом в аккумулирующих вы­работках при крупности руды до 200—300 мм, ширине ленты около 1м; скорость доставки 1—1,5 м/с. Для крупнокусковой руды созданы ленточно-тележечные конвейеры типа КЛТ (рис.8.22). Тяговым органом служит сама лента, а опо­рами—тележки, которые перемещаются по рельсам и соеди­нены между собой бесконечной цепью, фиксирующей их вза­имное расположение. Такие конвейеры, типа КЛТ-120 и КЛТ-160, с шириной ленты в 1,2 и 1,6м испытаны в подземных условиях на Юкспорском руднике ПО “Апатит” на доставке и транспортировании руды с размером куска до 1500мм. За­гружали конвейеры вибропитателями типа ПВРА обычно сразу с двух сторон в одном пункте. Число пар питателей, рабо­тающих на один конвейер, ограничивается только вмести­мостью ленты, так как техническая производительность кон­вейеров достигает 2500 т/ч. Отдельные негабаритные куски взрывали на ленте конвейера. Эти конвейеры сложны по конструкции, металлоемки, тре­буют больших затрат на монтаж и большого сечения выра­боток (4х3,7м2), поэтому их целесообразно использовать главным образом для доставки руды при особенно больших грузопотоках. Рис.8.22. Ленточно-тележечный конвейер: 1 – конвейерная лента, 2 – внутренний контур, 3 – приводной барабан, 4 – неприводные барабаны, 5 – парные цепи, 6 – траверс, 7 – рельсы, 8 – направляющие, 9 – роликоопоры, 10 – катки, 11 – натяжной барабан. На рис.8.23. приведена схема очистного доставочного комплекса "Украина-3", предназначенного для выпуска и доставки крупнокусковой руды. Из блока отбитая руда из дучки 4 поступает на вибропитатель 3. Он перемещает руду на перегружатель 2, Рис.8.23. Доставочный комплекс "Украина-3": 1 – доставочная выработка, 2 – перегружатель, 3 – вибропитатель, 4 – дучка, 5 – ленточный конвейер, 6 – рудоспуск, 7 – вибролюк, 8 – вагонетка, 9 – откаточная выработка. который изменяет направление движения потока руды на 900 (для уменьшения износа резиновой ленты) и подает ее на ленточный конвейер 5, установленный в доставочной выработке 1. С конвейера руда через рудоспуск 6 вибролюком 7 загружается в вагонетки 8 на откаточной выработке 9. Управление комплексом дистанционное. Длина конвейера 100-120м, максимальный размер куска руды 1200мм, производительность комплекса 1500т/см. Достоин­ства конвейерной доставки: высокая производительность, не зависящая от расстояния доставки, что дает возможность сокра­тить число рудоспусков и пунктов перегрузки; непрерывность работы; благоприятные условия для автоматизации работ. Однако конвейеры надежно работают лишь при малой и средней крепости руды, требуются материально-трудовые затраты на монтаж и демонтаж оборудования. Кроме того, конвейеры загромождают вы­работку, что затрудняет механизацию вспомогательных работ. 8.7. Доставка руды силой взрыва Сущность. Под взрывной доставкой принято понимать перемещение взорванной руды по пологой или наклонной почве очистного пространства за счет кинетической энергии, полученной в результате взрывания скважин, которыми отбивают руду. Руда отбра­сывается и скатывается к траншеям или воронкам, из которых ее выпускают так же, как и в случае гравитационной доставки по очистному пространству. Взрывные скважины обычно располагают в слое веером. Бурят их из наклонного восстающего, пройденного в рудном теле у лежачего бока. Отбойку ведут послойно. Удельный рас­ход ВВ увеличивается на 15—25 %. Условия применения. Взрывную доставку применяют глав­ным образом в пологих и наклонных залежах, тогда в откры­тое очистное пространство доступ рабочих запрещен. Мощность залежей в имеющихся практических примерах составляет от 3 до 30 м. Дальность взрывной доставки 30—40 м при угле наклона 15—20° и до 60-80 м при 30-40°. Технология отбойки. Значительный опыт взрывной доставки накоплен, в частности, на рудниках Ачисайского комбината и болгарском руднике “Седьмочисленица”. На почве камеры остается минимальное количество руды, если соблюдаются следующие условия: 1. Взрывают скважины по одному вееру, максимум по два, с замедлением второго не менее 50—100 мс, чтобы отбитая первым веером руда успела освободить очистное простран­ство. 2. Нижние скважины вееров горизонтальны, что обеспечи­вает более ровную поверхность почвы. 3. Емкость траншеи или воронок достаточна, чтобы раз­местить в них всю отбитую за взрыв руду. 4. Оставшаяся на почве камеры руда убрана перед очеред­ным взрывом. Очищают почву бульдозером с дистанционным управлением или скрепером. В последнем случае трос от лебедки к хвосто­вому блоку перетягивают с помощью пневмопушки. Может применяться гидроселевая зачистка лежащего бока при длине камер до 90м и более. При наклонном (до 25—30°) падении и большой (более 30—40 м) длине доставки главное—доставить взры­вом как можно большую часть руды (до 80%). Для этого сле­дует строго придерживаться указанных выше правил отбойки, даже если это несколько ухудшает дробление руды и затруд­няет организацию работ. При более крутом (40° и более) падении или небольшой (до 20—30 м) длине камеры взрывная доставка как бы сов­мещается с гравитационной, поэтому технологию буровзрывных ра­бот можно подчинить качественному дроблению руды. По сравнению с гравитационной доставкой достоинство доставки силой взрыва заключается в том, что выработки для выпуска и последующей механизированной доставки руды необходимы не по всей площади блока (камеры), а только в нижней части. Недостатки: однорядное взрывание (или уве­личенное замедление при двухрядном), что ухудшает дробле­ние руды и усложняет организацию работ, повышенный удель­ный расход ВВ и бурения; необходимость механизированной доставки части руды по очистному пространству для зачистки его. 8.8. Комбинированные способы доставки Из рассмотренных способов в чистом виде (только этим способом от места отбойки до вагонетки) применяются следующие: - гравитационная по очистному пространству при разработке крутопадающих жил; - гравитационная по сооруженным в очистном пространстве рудоспускам при разработке крутопадающих жил; -скреперная с погрузкой через полок при разработке пологозалегающих и слабонаклонных рудных залежей. В основном применяется сочетание различных способов доставки. Причем доставка, как правило, производится в несколько этапов. На первом этапе применяется гравитационная доставка по очистному или выработанному пространству до выпускных выработок. Затем используется один из видов механической доставки либо до транспортного средства (вагонетки, автосамосвала или конвейера), либо до рудоспуска с дальнейшей погрузкой в транспортные средства. Глава 9. УПРАВЛЕНИЕ ГОРНЫМ ДАВЛЕНИЕМ 9.1. Понятие о горном давлении Горные породы в массиве находятся в на­пряженном состоянии под действием силы тяжести (давления) расположенных выше пород, а иногда еще более значительным действием других сил, увеличивающих в основном горизонталь­ные напряжения. Эти силы, как правило, в большинстве слу­чаев имеют тектоническое происхождение. Считается, что они связаны со взаимным перемещением материков или участков земной коры. Между частицами массива до проведения в нем выработок существует равновесие, о чем свидетельствует не­подвижность массива. При проведении выработок равновесие нарушается, возникают деформации, смещения, разрушения. Силы, которые проявляются в массиве горных пород после проведения в нем выработок и вызывают деформацию горных пород, окружающих выработки, называют горным давлением. Горное давление усложняет технологию разработки и тре­бует специальных мер: поддержания выработок, уменьшения пролетов выработок, увеличения интервалов между ними и т. п. Используют горное давление и как положительный фактор для снижения его величины на горные выработки и отделения полезного ископаемого от массива. 9.2. Способы управления горным давлением Управление горным давлением – это проведение в очистном забое или в районе его технических мероприятий для обеспечения в нем безопасных и необходимых производственных условий для извлечения руды с заданными параметрами (показатели извлечения и производительность забоя) разработки. В настоящее время при подземной добыче руд применяются два метода управления горным давлением: 1) поддержанием налегающих пород; 2) обрушением вмещающих пород. Первый метод может осуществляться целиками, закладкой, крепью и отбитой (замагазинированной) рудой. При втором возможны два варианта: с отделением очистного забоя от обрушаемого выработанного пространства и без такого отделения. В соответствии с вышеизложенным и различают шесть способов управления горным давлением при подземной добыче руд: 1. Способы поддержания: - целиками, - отбитой рудой, - закладкой, 2. Способы управления горным давлением обрушением пород: - с отделением очистного забоя от обрушенных пород, - без такого отделения. 9.3. Поддержание целиками Поддержание рудными целиками широко применяется как самостоятельный способ поддержания, так и в комбинации с другими способами – креплением, закладкой и магазинированием. Рудные целики оставляют либо навсегда, либо только на время разработки данного участка. В зависимости от назначения и расположения целики делятся на междуэтажные, оставляемые над и под выработками основного горизонта разрабатываемых этажей; междублоковые, оставляемые на границе между двумя соседними блоками; внутризабойные, оставляемые внутри очистного пространства камеры или выемочного участка. Междуэтажные целики оставляют обычно временно на период отработки этажа или его части для поддержания очистного пространства и подготовительных выработок. Междуэтажный целик состоит из потолочины (или подштрекового целика) и днища (надштрекового целика) вышележащего этажа. Потолочина обычно сплошная, а днище изрезано выпускными и доставочными выработками. Междублоковые целики, так же как и междуэтажные, служат для поддержания подготовительных выработок, например восстающих, и одновременно являются опорой обнажённых боков и кровли очистного пространства. При разработке пологопадающих месторождений между камерами длинные в плане ленточные целики или столбчатые, имеющие в поперечном сечении прямоугольную, круглую или овальную формы. Если налегающие породы устойчивы, то руду вынимают до кровли; если же они недостаточно крепки, то над камерой оставляют подкровельный целик. Внутризабойные целики часто используются для поддержания кровли в пологопадающих месторождениях. В зависимости от характера кровли, ценности руды и постоянства содержания в ней полезного компонента внутризабойные целики располагают через определённые расстояния с более или менее постоянными размерами и формой. При этом способе управления горным давлением весьма ответственным является определение основных параметров систем разработки: размеры целиков и камер (или расстояния между целиками). Эти параметры изменяются в больших пределах (от 3 до 20-30м) в зависимости от назначения целиков, устойчивости руды и пород, мощности месторождения, глубины разработки, и др. Для различных ситуаций и условий разработки существуют различные методы расчёта этих параметров. Целики, как правило, рассчитываются по допускаемым в целиках напряжениям из условия равенства несущей способности целиков действующей на них нагрузки (с учётом коэффициента запаса), а допустимый пролёт камер – по допустимым напряжениям на растяжение от изгиба кровли. Очевидно, что при этом способе управления горным давлением велики потери руды. Причем, чем ниже устойчивость руды тем больше должны быть размеры целиков и тем меньше должно быть расстояние между ними, то есть тем выше потери руды. Поэтому поддержание целиками применяется при устойчивых рудах и породах. Устойчивые породы позволяют отрабатывать камеры большой ширины, а устойчивые руды – уменьшать размеры целиков. И то, и другое способствует уменьшать потери руды в целиках. Поддержание рудными целиками – простой и экономичный способ. Однако, применение его в ценных, а иногда и средней ценности рудах нецелесообразно вследствие значительных потерь руды (до 50-60%). В последнее время при разработке ценных руд применяют искусственные целики, возводимые путём заполнения бетоном заранее созданных камер. После затвердевания бетона руду между искусственными целиками извлекают. Поддержание целиками на больших глубинах (свыше 700-800м) опасно, из-за концентрации напряжений в них, способных вызвать «стреляние» горных пород и даже горные удары. 9.4. Поддержание отбитой рудой Сущность способа заключается в том, что отбитую руду временно оставляют в очистном пространстве для создания платформы работающим в забое и для поддержания боковых пород вместо закладочного материала. Такой способ поддержания называется магазинированием руды. Поскольку руда при отбойке разрыхляется и увеличивается в объёме, излишки её (30-40 %) выпускают по мере отбойки. Вся замагазинированная руда выпускается после отработки блока. Движение руды в очистном пространстве происходит под действием сил гравитации, поэтому магазинирование применимо только при крутом падении рудного тела. Отбитая руда является временным средством поддержания в период очистной выемки в блоке; как правило, руду магазинируют при относительно устойчивых вмещающих породах. Магазинируют руды не слёживаемые, не возгораемые и не окисляющиеся в отбитом состоянии. 9.5. Поддержание закладкой 1. Основные виды и способы закладки При этом способе управления горным давлением выработанное пространство заполняется закладкой (закладочным материалом). Причем это заполнение может производиться сразу по мере выемки запасов руды (одновременная закладка), либо после полной отработки определенного участка (камеры) рудной залежи (последующая закладка). В качестве закладочных материалов применяют песок, дробленые горные породы, полученные в шахте или добытые на поверхности, породы из отвалов на поверхности, хвосты обогатительных фабрик, котельные и металлургические шлаки. В зависимости от состояния закладки различают следующие ее виды: - сыпучая, которая с течением времени не теряет сыпучих свойств; - монолитная, которая с течением времени превращается в монолит прочностью 1-10МПа; получается такая закладка смешиванием сыпучей закладки с водой и вяжущим (как правило, с цементом), а иногда в качестве наполнителя используются шлаки металлургического производства, обладающие вяжущими свойствами; в зависимости от прочности закладочного массива различают твердеющую закладку прочностью до 5-6МПа и бетонную - большей прочности. По способу размещения закладочных материалов в выработанном пространстве различают следующие виды закладки: - самотечная, при которой сыпучая закладка в вагонетках или другими транспортными средствами доставляется к закладываемому участку и сбрасывается в него; используется дробленая порода смешанной крупности, песчанистый гравий, хвосты обогатительных фабрик, гранулированные шлаки; из-за низкой производительности применяется редко; - механическая; специальными закладочными механизмами (метательного действия) сыпучая закладка размещается в вырабатываемом пространстве; используются породы от проходческих работ с крупностью кусков до 150—200 мм; применяется редко; - пневматическая; дробленые малоабразивные породы крупностью от 5 до 60мм с примесью глины до 10—15% энергией сжатого воздуха по пневмопроводу транспортируются в закладываемый участок; размеры отдельных кусков не должны быть более трети диаметра трубопровода; из-за повышенной запыленности и быстрого износа труб пневмопровода применяется редко; - гидравлическая; закладочный материал на специальных закладочных комплексах (рис.9.1) перемешивается с большим количеством воды и самотеком по трубопроводам транспортируется в закладываемый участок; отличается высокой производительностью как труда (комплекс обслуживается несколькими рабочими), так и всего комплекса. Закладочный материал после размещения его в выработанном пространстве оседает. Величина усадки характеризуется коэффициентом усадки: , % где V1 и V2 — объемы закладочного материала соответственно в момент возведения и ко времени, когда уплотнение практи­чески прекращается. Величина коэффициента усадки колеблется в пределах: • при сухой самотечной закладке 20—25 • при механической закладке 20—30 • при пневматической закладке 10—15 • при гидравлической закладке 5—10 Сыпучая закладка, размещенная гидротранспортом часто называется гидравлической закладкой. Твердеющая закладка, как уже отмечалось выше, представляет собой смесь сыпучей закладки, вяжущего (обычно цемент) и воды. В некоторых случаях для повышения пластичности и транспортабельности в ее состав вводят тонкомолотые инертные - так называемые микронаполнители, а также пластифицирующие добавки, обеспечивающие минимальные углы растекания смеси. Рис.9.1. схемы закладочных комплексов,: а) на поверхности: 1 – бункер, 2 – смесительной лоток, 3 – гидромонитор, 4 – закладочный трубопровод, 5 – трубопровод для подачи осветленной воды, 6 – водоотстойник, 7 – водопровод, 8 – насос, 9 – водосборник, 10 – выработки с водоотводными канавками, 11 – фильтрующие перемычки, 12 – выработанное пространство; б) в руднике: 1 – хвостопровод с обогатительной камеры, 2 – хвостосборник, 3 – грязевый насос, 4 – классификатор, 5 – активатор, 6 – песковой насос, 7 – гидрозакладка, 8 – водосборник, 9 – водопровод. 2. Инъекционная закладка Вяжущим раствором пропиты­вают раздробленную породу, заполняющую выработанное про­странство в результате самообрушения или закладки. При инъекционной технологии вместо вяжущего раствора допустимо использовать шламовые растворы, обеспечивающие тампонирование пустот сыпучей закладки и, тем самым, сни­жающие коэффициент ее усадки под воздействием горного дав­ления. При мелком заполнителе снижается равномерность це­ментации, а крупный заполнитель, если его подают в камеру с водой по трубам, усиливает износ труб. Инъекционная закладка может быть рекомендована главным образом в тех случаях, когда необходимо возвести монолитную закладку в уже отра­ботанных камерах, заполненных сыпучим материалом. 3. Ледяная закладка Этот вид закладки применяли при раз­работке отдельных месторождений, залегающих в зонах много­летней мерзлоты на Севере и Северо-Востоке страны. Глубина распространения мерзлоты достигает 300м, температура—до минус 10°С. Охлаждающая способность горного массива не­большая, поэтому используют холодный зимний воздух, пода­ваемый вентилятором. Намораживание ведут слоями толщиной от 5 до 20см. Интенсивность намораживания - 10—20 см/сут при температуре воздушного потока минус 20—50 °С и ско­рости его движения 1—1,5 м/с. Прочность льда при темпера­туре от минус 4 до минус 9 °С находится в пределах 2,5—5,0 МПа. Прочностные свойства льда улучшаются с применением за­полнителя—дробленой породы или песка (хвостов обогаще­ния). Ледяная закладка не получила распространения из-за дли­тельности намораживания. 4. Блочная закладка Ее применяют на сверхглубоких шахтах, разрабатывающих весьма ценные месторождения (рудник “Чем­пион Риф” в Индии и др.). Закладочный массив возводится из каменных блоков, скрепляемых между собой цементно-песчаным раствором. Этот способ позволяет сократить расход воды до минимума с целью снижения влажности рудничного воздуха в условиях высокой температуры горного массива на большой глубине. Характеризуется большой трудоемкостью и низкой производительностью труда, но высокой прочностью закладочного массива. 5. Условия применения управления горным давлением закладкой Основное достоинство закладки – полнота заполнения выработанного пространства. Что обеспечивает высокие показатели извлечения руды. Кроме того, современная технология размещения закладки гидравлическим транспортом обеспечивает высокую производительность как труда рабочих так и процесса закладки. Но основной недостаток – высокая стоимость закладочного материала. Поэтому применение этого способа управления горным давлением экономически оправдано при разработке ценных руд. С понижением горных работ применение закладки расширяется. На больших глубинах закладка – эффективный способ предупреждения горных ударов. 9.6. Поддержание крепью В качестве основного и вспомогательного способов управления горным давлением применяются различные виды деревянной крепи (рис.9.2): - при разработке пологопадающих и слабонаклонных месторождений: - стоечная, - органная, - кустовая, - костровая. - при разработке крутопадающих рудных залежей распорная (распорками) или усиленная распорная. Рис.9.2. Виды деревянной крепи: а) на пологом падении, б) на крутом: 1 – стоечная, 2 – однорядная органная, 3 – двухрядная органная, 4 – кустовая, 5 – костровая, 6 – распорная, 7 – усиленная распорная Из-за высокой стоимости леса и высоких трудовых затрат на установку как самостоятельный способ поддержания пород в настоящее время практически не применяется. Однако, широкое распространение на подземных рудниках при очистной выемке как дополнительный способ поддержания получила штанговая крепь, которая повышает безопасность работ и позволяет увеличивать размеры открытого очистного пространства, повышая тем самым эффективность разработки месторождения. На ряде руд­ников США, Австралии, Финляндии было применено упрочнение массивов вмещающих пород и руд тросовыми штангами. В трещиноватом массиве пробуривают поперек доминирующей системы трещин скважины, заводят в скважину трос и заполняют цементом. Тросы используются с истекшим сроком годности от подъемных установок, лебедок и т. п. Несущая способность тросовой штанги при диаметре троса 32мм около 50 т. Тросы устанавливают обычно без пред­варительного натяжения, так как по имеющемуся опыту оно не дает существенного эффекта, а технология возведения услож­няется. На финских рудниках “Оутокумпу” глубина скважин 10—50 м, диаметр 51—64мм, расстояние между торцами скважин веера 5—7 м. Веера бурят из полевых или рудных подэтажных штреков. Если упрочняют только вмещающие породы, то в руд­ной части скважин трос не размещают. Заводят трос в сква­жину специальными механизмами. В це­ментном растворе соотношение воды и цемента 2:5. Вместо цементного раствора могут быть использованы карбомидные смолы, 9.7. Управление горным давлением обрушением вмещающих пород Этот метод управления горным давлением применяют, как правило, при вмещающих породах, склонных к обрушениям. Может осуществляться двумя способами: с отделением забоя от обрушенных пород и без такого отделения. В качестве разделяющих устройств при первом способе используются: - механизированные крепи, - деревянные маты, - гибкие перекрытия, - щитовая крепь; Механизированные крепи (рис.9.3) в составе очистных комплексов применяют при вы­емке маломощных пологих залежей с последую­щим обрушением кровли. Крепь продвигается вслед за выем­кой руды и поддерживают кровлю над рабочим пространством у забоя, а позади у них кровля обрушается. Деревянные маты (рис.9.4) применялись при разработке мощных крутопадающих залежей неустойчивых руд при выемке горизонтальными слоями высотой 2-3м в нисходящем порядке. Из-за большого расхода леса и его высокой стоимости вместо деревянных матов в настоящее время применяют гибкие перекрытия, представляющие собой связанные металлическими тросами бревна и уложенную на них металлическую сетку для предупреждения попадания в забой крупных кусков породы. Перекрытие лежит на деревянных стойках, которые по мере выемки руды в слое поочередно взрываются и гибкое перекрытие под давлением обрушенных пород опускается. Рис.9.3. Механизированная крепь. Рис..9.4. Деревянный мат При разработке крутопадающих залежей неустойчивых руд мощностью до 6м возможно применение щитовой крепи. Щит представляет собой сложенные в металлическую обойму бревна, которым очистной забой отделяется от обрушенных пород. Отработка залежи ведется в нисходящей выемкой, при которой отбиваемая руда сразу попадает в рудоспуск, а щит под давлением обрушенных пород опускается. Эти способы позволяют извлекать руду чистой без примешивания обрушенных пород. При втором способе никаких разделяющих устройств нет, отбойка руды производится из выработок, пройденных в рудном массиве. Потому после отбойки руды на неё обрушаются вмещающие породы, выпуск руды производится под обрушенными породами, что, во-первых, вызывает разубоживание руды, а, во-вторых, приводит к потерям чистой руды в выработанном пространстве из-за невозможности извлечь её из-за значительного разубоживания. Этот способ является основным способом управления горным давлением при разработке мощных месторождений бедных руд, когда допускается обрушение поверхности. Литература для изучения: Основная литература: 1. Агошков, М.И. Разработка рудных и нерудных месторождений / М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский. – М. : Недра, 1983. – 424 с. 2. Баранов, А.О. Расчет параметров технологических процессов подземной добычи руд / А.О. Баранов. – М. : Недра, 1985. – 224 с. 3. Именитов, В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений / В.Р. Именитов. – М. : Недра, 1984. – 504 Дополнительная литература: 4. Борисов, С.С. Горное дело / С.С. Борисов. – М. : Недра, 1988. – 320 с. 5. Гребенюк, В.А. Справочник по горнорудному делу / В.А. Гребенюк, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. – М. : Недра, 1983. – 816 с. 6. Друкованный, М.Ф. Справочник по буровзрывным работам / М.Ф. Друкованный. – М. : Недра, 1976. – 631 с. 7. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом (ПБ-06-111-95) : В 2 кн. Кн. 1 / Госгортехнадзор России. – М. : НПО ОБТ, 1996.  214 с. 8. Нормы технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с подземным способом разработки : ВНТП 13-2-85. – Л. : Гипроруда, 1986. – 133 с. 9. Нормы технологического проектирования рудников цветной металлургии с подземным способом разработки : ВНТП 37-86. – М. : Минцветмет СССР, 1986. – 212 с. ПРИЛОЖЕНИЕ 1 1. ПОНЯТИЕ О ЗАПАСАХ И ПОТЕРЯХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ РАЗРАБОТКЕ (К главе 2.) Количество полезного ископаемого, заключенное в недрах его месторождения, называется запасами (т, м3). Общие запасы месторождения или его части называются геологическими. По значению в народном хозяйстве они под­разделяются на балансовые и забалансовые. Балансовые запасы — разведанные и изученные запасы, использование которых экономически целесообразно и кото­рые должны удовлетворять требованиям, устанавливаемым для подсчета запасов в недрах данного месторождения. Забалансовые запасы — разведанные и изученные запасы, использование которых экономически нецелесообразно при со­временном уровне техники и технологии добычи (малое коли­чество, малая мощность, высокая зольность, сложность залега­ния и пр.). Балансовые запасы подразделяются на промышленные и потери. Промышленные запасы — часть балансовых запасов, под­лежащая извлечению и выдаче на поверхность. Отношение про­мышленных запасов к балансовым называют коэффициентом извлечения. Потери — часть балансовых запасов, остающаяся в недрах при их разработке. Отношение потерь к балансовым запасам называют коэффициентом потерь. Избежать потерь полезного ископаемого при разработке практически невозможно. Их величина зависит от экономиче­ских, геологических и технических факторов. Основными из них являются: мощность и угол падения, наличие охраняемых объектов на поверхности месторождения, сложность залегания, применяемая техника и технология добычи и др. Осуществление мероприятий по снижению потерь нередко связано с дополни­тельными затратами, что влечет за собой удорожание добычи. Фактический уровень потерь для различных месторожде­ний колеблется в широких пределах. Например, на угольных месторождениях с пологими и наклонными пластами средней мощности потери достигают 10—15 %, с мощными крутонаклонными и крутыми — 25—30 % и более. 2. ГОРНЫЕ ВЫРАБОТКИ (К главе 4) Полезное ископаемое может быть использовано лишь то­гда, когда оно отделено от массива и доставлено на поверх­ность. Работы, которые производят при выемке полезного ис­копаемого или при подготовке к его выемке, называются гор­ными работами. В результате горных работ в толще полезного ископаемого или пустых пород образуются полости, называемые горными выработками. Горные выработки по назначению подразделяются на раз­ведочные и эксплуатационные. Первые служат для целей разведки залежи полезного ископаемого, вторые—для его разработки. Разработка месторождений полезного ископаемого скла­дывается из трех этапов: вскрытие, подготовка и очистная вы­емка. В связи с этим эксплуатационные горные выработки под­разделяются на капитальные, подготовительные и очистные. К капитальным относятся выработки, по которым осуще­ствляется доступ к месторождению или его части. Это вскры­вающие выработки. Подготовительные выра­ботки проводят от капиталь­ных. Они служат для подготов­ки части залежи полезного ис­копаемого к очистной выемке. После проведения подго­товительных выработок при­ступают к очистным работам, в результате которых образу­ются очистные выработки. По месту проведения горные выработки подразделяются на открытые и подземные. Открытые выработки проводят на по­верхности земли, подземные—внутри пород. По положению в земной коре подземные выработки могут быть вертикальными, горизонтальными и наклонными. Они могут иметь непосредственный выход на земную поверхность или не иметь его. Начало выработки, выходящей на земную поверхность или в другую выработку, называют устьем. Поверхность, ограничивающая горную выработку и пере­мещающаяся в результате ведения горных работ, называется за­боем. Забой, в котором систематически производят горные ра­боты, называется действующим. Поверхности, ограничивающие выработки с боков, называ­ют боками выработки. Поверхность, ограничивающая выработ­ку сверху, называется кровлей, снизу — почвой. Совокупность горных выработок и технических сооруже­ний, размещенных по определенному плану и оборудованных для добывания угля подземным способом, называется шахтой, а при добывании руды — рудником. В административно-хозяйственном отношении под шахтой (рудником) понимается самостоятельная единица горного пред­приятия, имеющая целью добывание полезного ископаемого в пределах отведенной для нее части месторождения. 2.1. Вертикальные выработки Вертикальные горные выработки могут иметь непосредст­венный выход на земную поверхность или не иметь его. К вер­тикальным выработкам относятся стволы, гезенки, шурфы . Вертикальный ствол — вертикальная горная выработка, име­ющая непосредственный выход на земную поверхность и про­водимая с целью вскрытия месторождения полезного ископае­мого. Стволы делятся на главные и вспомогательные. Главный ствол предназначен для выдачи по­лезного ископаемого, вспомогательный — для спуска-подъема людей, материалов, оборудования, проветри­вания и других вспомогательных целей. Нижняя часть ствола ниже уровня околоствольного двора называется зумпфом. Он предназначен для размещения подъ­емного сосуда (скипа или многоэтажной клети) в момент за­грузки. Вертикальные стволы имеют круглую, прямоугольную или эллиптическую форму поперечного сечения. Слепой ствол — вертикальная горная выработка, не имею­щая непосредственного выхода на земную поверхность и слу­жащая для подъема груза с нижележащего горизонта на выше­лежащий с помощью подъемных установок. Слепые стволы служат для вскрытия отдельных частей месторождений из под­земных выработок. Гезенк — вертикальная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность и служащая для спуска грузов с вышележащего горизонта на ни­жележащий под действием собственного веса. Шурф — вертикальная горная выработка, обыч­но малого сечения и небольшой глубины, имеющая непосредст­венный выход на земную поверхность и служащая для различ­ных целей: разведки, размещения взрывчатых веществ при массовых взрывах, а при эксплуатации—для проветривания, спус­ка материалов и т.п. 2.2. Горизонтальные выработки К горизонтальным горным выработкам относятся штоль­ни, квершлаги, штреки, просеки, орты и др. Горизонтальные вы­работки имеют наклон не более 3° с целью обеспечения самоте­ка воды. Штольня — горизонтальная горная выработ­ка, имеющая непосредственный выход на земную поверхность и предназначенная для разведки или вскрытия месторождения полезного ископаемого. Тоннель — выработка, имеющая выход на поверхность с двух концов. Это сквозная выработка, служащая для. транспорт­ных целей. Квершлаг — горизонтальная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность, проводимая вкрест простирания горных пород. Штрек —горизонтальная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность, проводимая по простиранию горных пород при наклонном за­легании, а при горизонтальном — в любом направлении. Штреки бывают главные, откаточные, вентиляционные, про­межуточные, конвейерные и пр. Штреки, проведенные по пус­тым породам, называются полевыми. Просек — горизонтальная горная выработ­ка, проводимая параллельно штреку обычно без подрывки бо­ковых пород, предназначенная для осуществления нарезных работ или проветривания штреков в период их проходки. На тонких пластах осуществляют присечку боковых пород. Орт — горизонтальная горная выработка, проводимая в мощных пластах или рудных залежах в пределах их горизон­тальной мощности. Сбойка — горизонтальная выработка, проводимая между расположенными рядом наклонными выработками. Форма поперечного сечения горизонтальных выработок может быть различной — прямоугольной, трапециевидной, ко­соугольной, сводчатой, круглой и пр. 2.3. Наклонные выработки Наклонные горные выра­ботки могут иметь выход на земную поверхность и могут быть без него. К наклонным горным выработкам, имеющим непосредственный выход на земную поверхность, относятся на­клонные шурфы, стволы, штольни. Они имеют то же назначе­ние и те же основные признаки, что и одноименные вер­тикальные или горизонтальные выработки, отличаясь от них лишь положением в земной коре. К наклонным выработкам, не имеющим непосредственного выхода на земную поверхность, относятся бремсберги, уклоны, скаты, ходки, печи. Бремсберг — наклонная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность и служащая для спуска полезного ископаемого с вышележащего горизонта на нижележащий при помощи механических уст­ройств. Уклон — наклонная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность, служащая для подъема полезного ископаемого с нижних гори­зонтов на верхний с помощью механических устройств. Скат — наклонная горная выработка, не имеющая непо­средственного выхода на земную поверхность, служащая для спуска полезного ископаемого под действием собственного веса. Ходок —наклонная горная выработка, не имеющая непосредственного выхода на земную поверхность, предназначенная для различных целей (передвижения людей, доставки материалов и оборудования, вентиляции и пр.). Ходки проводят параллельно названным выше наклонным выработ­кам. Они оборудуются соответствующими транспортными сред­ствами. Печь — наклонная горная выработка, не имеющая непо­средственного выхода на земную поверхность, проводимая по пласту полезного ископаемого в пределах его мощности. По печам осуществляется передвижение людей, транспортирование угля, материалов и т.д. Печь, в которой начинается развитие работ по выемке угля, называется разрезной. На рудниках наклонные выработки (иногда вертикальные), не имеющие непосредственного выхода на земную поверхность, проводимые по полезному ископаемому или пустым породам, служащие для спуска полезного ископаемого под действием си­лы тяжести и других целей, называются восстающими. 2.4. Камеры и очистные выработки Камерами называются горные выработки, имеющие не­большую длину по сравнению с размерами поперечного сече­ния. Они предназначаются для размещения в них .различных машин, оборудования, хранения материалов и других целей. Камеры в основном расположены около шахтных стволов. Совокупность камер и выработок, примыкающих к шахтно­му стволу и предназначенных для обслуживания подземного хозяйства, называется околоствольным двором. В около­ствольном дворе располагаются следующие камеры: электро-подстанция, насосная, электровозное депо, камера ожидания, диспетчерская, водосборник, медпункт и др. Выработки, образующиеся в результате выемки пласта (прозрачка) или залежи, где осуществляется основная до­быча полезного ископаемого, называются очистными выработ­ками. Поверхность очистной выработки, с которой непосредствен­но осуществляется выемка полезного ископаемого, называется очистным забоем. Очистной забой значительной длины назы­вается лавой. 3. ОСНОВЫ РАЗРУШЕНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД (К главе 5) Проведение выработок и очистная выемка, как горные ра­боты, основаны на разрушении горных пород. Существуют сле­дующие способы их разрушения: механический, взрывной, гидравлический, термический и электрофизические. На современ­ном этапе развития горнодобывающей промышленности при­меняют механический, взрывной и гидравлический способы разрушения. 3.1. Основные свойства и классификация горных пород Физико-механические свойства горных пород весьма разнообразны. Наиболее существенными из этих свойств, оказывающих влияние на эффективность разрушения горных пород и ведения горных работ, являются строение и сложение пород, слоистость, прочность, крепость, пористость, вязкость, упругость, твердость, пластичность, разрыхляемость и др. Горные породы подразделяются на твердые, пластичные, сыпучие и плывучие. Строение и физические свойства горных пород обусловливают безопасное и эффективное ведение горнопроходческих и очистных работ. Состояние и свойства пород определяют способ проведения выработок, тип и плотность крепи подготови­тельных выработок. Проявление горного давления и устойчивость выработок в значительной степени зависят от плотностных, водно-физических, прочностных и деформационных свойств пород. Сущест­венное влияние эти свойства оказывают и на технологию про­ведения выработок. Основными плотностными свойствами горных пород явля­ются плотность, объемная масса, удельный вес, объемный вес, насыпная объемная масса и пористость. Водно-физические свойства горных пород характеризуются естественной влажностью, водопоглощением, размокаемостью, размягчаемостью и набуханием. Прочность — свойство горной породы воспринимать внеш­ние силовые воздействия не разрушаясь. Крепость — свойство пород сопротивляться воздействию внешних усилий в процессе разрушения (при бурении, отбойке, взрывании и пр.). Количественно это свойство оценивается ко­эффициентом крепости, предложенным проф. М.М. Протодьяконовым. Коэффициент крепости f равен отношению временного сопротивления одноосному сжатию к единице крепости. За единицу крепости принято временное сопротивление сжатию образцов кубической формы, равное 10 МПа. Следовательно, f =σсж/10. По этому критерию М.М. Протодьяконов предложил классификацию, в которой горные породы разделены на 10 катего­рий (табл. 3). Пределы изменения коэффициента крепости от 0,3 до 20. К первой категории отнесены породы, имеющие наивысшую крепость ( f = 20), к десятой — наиболее слабые плыву­чие породы ( f = 0,3). Существуют и другие классификации горных пород, учиты­вающие особенности ведения горных работ. Применительно к горностроительным работам предложена классификация пород по СНиП. Таблица 3 Классификация горных пород Породы Коэффи­циент крепости Категория крепости породы по шкале проф. М.М. Протодьяконова строительным нормам и пра­вилам (СНиП) Вязкие кварциты и базальты 20 I XI Крепкий гранит, самые креп­ 15 II х кие песчаники и известняки Очень крепкие песчаники и из­ 10 III IX вестняки Колчедан, крепкий известняк 8 IIIa VIII Обыкновенный песчаник, пес­ 5—6 IV—IVa VIII чанистые сланцы Крепкий глинистый сланец, не­ 3-4 V—Va VI—VII крепкий песчаник и известняк Антрацит, мягкий сланец, мяг­ 2 VI VI кий известняк, мел, каменная соль, гипс, мерзлый грунт, раз­ рушенный песчаник Крепкий каменный уголь, раз­ 1,5 VIa VI—V рушенный сланец, отвердевшая глина Каменный уголь средней крепо­ 1 VII III сти, прочные наносы, плотная глина Мягкий уголь, мягкая песчаная 0,8 VIIa II глина Торф, влажный песок 0,6 VIII I Добытый уголь, песок, насыпной 0,5 IX I грунт, гравий Плывуны 0.3 X I Примечание: а - промежуточное значение категории крепости пород 3.2. Механическое разрушение горных пород Механическое разрушение как способ ведения горных ра­бот имеет довольно широкое распространение. Его применяют как при добыче угля, так и при проведении горных выработок по углю и породам небольшой крепости. Механическое разрушение при добыче угля осуществляется исполнительным органом очистного комбайна. Очистной уголь­ный комбайн — машина, одновременно выполняющая в забое операции по отделению угля от массива, дроблению его до кус­ков транспортабельного размера и навалке на забойный кон­вейер. Угольный комбайн как выемочная машина состоит из электродвигателя, подающей части, исполнительного органа, погрузочного устройства и других узлов. 3.3. Гидравлическое разрушение горных пород Гидравлическое разрушение горных пород основано на использовании кинетической энергии струи воды, выбрасываемой из гидромонитора. Гидромонитор — устройство, служащее для создания (формирования) плотной летящей с большой скоростью водяной струи и управления ею при размыве и отбойке полезного ископаемого или породы. 3.4. Разрушение пород взрывом зарядов взрывчатых веществ Взрывной способ разрушения горных пород универсален, является наиболее распространенным. В общей массе около 90 % минерального сырья в стране добывается с помощью взрывных работ. Взрывная отбойка части горной массы от целого массива может применяться при крепости полезного ископаемого и пород выше 4-х по шкале М.М. Протодьяконова. Взрывные работы применяют в тех случаях, где механическое разрушение неэффективно. При добыче рудных полезных ископаемых и проведении горных выработок по крепким породам взрывное разрушение является единственным способом, имеющим промышленное применение. Взрывной способ разрушения основан на применении взрывчатых веществ, при быстротечном разложении которых освобождающаяся энергия взрыва отделяет от массива и осуществляет дробление породы. Чтобы осуществить взрывное разрушение с достаточной эффективностью, взрывчатое вещество должно быть размещено в специально образуемой в породе полости. В зависимости от формы и размеров этих полостей различают следующие способы ведения взрывных работ: шпуровой, скважинный, камерными и накладными взрывами. Шпуровой метод взрывных работ применяют при проведении горных выработок, в отдельных случаях для отбойки угля в очистных забоях и руд в блоках при небольшой мощности рудных залежей. Шпур — продольное цилиндрическое углубление в горной породе диаметром до 75 мм и глубиной до 5 м, предназначенное для размещения заряда взрывчатого вещества. Шпуры могут быть горизонтальные, наклонные, вертикальные (нисходящие и восходящие). Скважинный способ взрывных работ применяют при массовой отбойке руды в блоках мощных рудных тел, а также на открытых горных работах для разрушения пород в уступах. Взрывная скважина — горная выработка цилиндрической формы глубиной более 5 м и диаметром 75 мм, пройденная в породе способом бурения. Скважины, как и шпуры, могут быть горизонтальные, наклонные, вертикальные (обычно нисходящие). Метод камерных зарядов применяют в отдельных случаях для отбойки руды в блоках, а также для осуществления массовых взрывов на поверхности. С этой целью проводят специальные горные выработки, нередко с нишами, в которых размещают сосредоточенные заряды взрывчатого вещества. Их масса может достигать нескольких тонн и даже десятков тонн. Метод накладных зарядов применяют для дробления негабарита, т.е. для дополнительного измельчения (вторичного дробления) кусков породы на месте их образования. Применение этого способа допускается и на подземных работах за исключением шахт, опасных по газу и пыли. 3.4.1. Шпуровой метод ведения взрывных работ При проведении горных выработок с применением буровзрывных работ используют, как правило, шпуровой метод. Шпуры бурят диаметром до 45 мм. Эффективность отделения породы от массива и дробления ее на куски зависит от ряда факторов. Основными из них являются: крепость, слоистость и трещиноватость горных пород. Для получения наибольшего эффекта от взрывных работ шпуры в забое необходимо располагать с учетом этих факторов. При взрыве же зарядов в шпурах, пробуренных под углом к плоскости забоя, условия для отрыва породы более благоприятны. При взрыве зарядов в наклонных шпурах образуется вруб, создающий вторую обнаженную плоскость в забое проводимой выработки. Эти шпуры называются врубовыми. Заряды в них взрывают в первую очередь. Все последующие заряды в шпурах взрывают при наличии второй обнаженной плоскости. Эти шпуры подразделяются на отбойные и оконтуривающие. Последние придают выработке проектную форму поперечного сечения. Отбойные шпуры бурят параллельно оси выработки, оконтуривающие—наклонно к бокам выработки При шпуровом методе ведения взрывных работ применяют удлиненный сплошной или рассредоточенный заряды. Сплошным называется заряд, представляющий компактную массу ВВ, сосредоточенную в шпуре. Рассредоточенным называется заряд, масса ВВ в котором рассредоточена на части, разделенные между собой воздушными промежутками или забойкой. В шахтах, опасных по газу и пыли, при проведении выработок применяют сплошные заряды. Перед заряжанием шпур очищают от остатков буровой мелочи. Затем в шпур деревянным забойником вводят патроны ВВ. Патрон-боевик располагают первым от устья шпура таким образом, чтобы электродетонатор был ориентирован в сторону устья шпура. Патроном-боевиком называется патрон ВВ, снаряженный капсюлем-детонатором или электродетонатором. Свободная от ВВ часть шпура заполняется внутренней забойкой. В качестве внутренней забойки применяют пыжи из смеси глины и песка или водонаполненные ампулы (гидрозабойка). Внутренняя забойка повышает эффективность взрывных работ, так как она оказывает сопротивление высокому давлению газов взрыва. Длина внутренней забойки должна составлять: не менее половины длины шпуров при длине шпуров 1 м; не менее 0,5 м при длине > 1 м. Эти требования относятся к шахтам, опасным по газу и пыли, склонным к внезапным выбросам угля и газа. 3.4.2. Бурение шпуров Бурение шпуров основано на механическом разрушении пород бурильными машинами вращательного, ударно-поворотного, вращательно-ударного и ударно-вращательного действия. Вращательное бурение шпуров применяют в породах мягких и средней крепости. При вращательном бурении резец бурового инструмента, прижимаясь к забою шпура под действием внешних усилий, при вращении срезает и скалывает частицы породы. Породная мелочь, образующаяся при бурении шпуров, удаляется по виткам штанги. Резцы армируют твердыми сплавами. В качестве бурильных машин при вращательном бурении применяют ручные или колонковые электрические или пневматические сверла. Бурильные машины, потребляющие электро­энергию, получили название электросверл. Ударно-поворотное (ударное) бурение шпуров применяют в породах средней крепости и крепких, где вращательное бурение неэффективно. Бурильные машины ударно-поворотного действия, работающие на сжатом воздухе, называют бурильными молотками (перфораторами). Они подразделяются на три группы: • ручные бурильные молотки ПР или ПП (масса до 30 кг), предназначенные для бурения с рук или с пневмоподдержки; • колонковые бурильные молотки ПК (масса до 100 кг), ус­танавливаемые при бурении на колонках или манипуляторах; • телескопные бурильные молотки ПТ, предназначенные для бурения восстающих шпуров; они монтируются на раздвижных телескопических стоиках. Принцип работы бурильных молотков в следующем (рис.10, а). В стальном цилиндре сжатым воздухом перемещается стальной поршень, совершая возвратно-поступательное движение с большой (1700—3750 ударов в минуту) частотой. Шток поршня при движении вперед наносит удар по затыльнику бура, буровая коронка которого разрушает породу в забое шпура. При обратном ходе поршня с помощью специального устройства бур поворачивается на некоторый угол. Применяются также бурильные машины ударно- вращательного и вращательно-ударного действия. По принципу работы они близки между собой. По существу, ударно-вращательное бурение является в принципе вращательным бурением. Здесь буровой инструмент, кроме статического осевого усилия и крутящего момента, подвергается воздействию динамических нагрузок в виде ударов с высокой частотой. В результате этого коронка лучше внедряется в породу и снимает более толстую стружку. Это приводит в некоторых условиях к повышению производительности труда по сравнению с ударно-поворотным или вращательным бурением. При вращательно-ударном бурении разрушение породы в забое шпура происходит как в момент нанесения удара по буровому инструменту, так и в интервалах между ударами в ре­зультате скалывания породы лезвием вращающегося долота. В качестве бурового инструмента применяют специальные буровые штанги и буровые долота.