Повышение эффективности подэтажной системы разработки за счет внедрения самоходной буровой техники на руднике Зармитан

При отработке тонких жил следует выбирать оптимальные объемы подготовительных и нарезных работ, которые предопределяют повышение технико-экономических показателей для всех последующих операций отработки блоков, а также способствуют снижению потерь и разубоживания руды. Внедрение на руднике новой высокопроизводительной самоходной техники потребует изменения организационной структуры рудника Зармитан, то есть созданияспециализированных участков по видам работ: бурение скважин; взрывной; погрузочно-доставочных машин с ремонтной службой; проходческий, который будет заниматься только бурением и взрыванием шпуров. Такая специализация позволит повысить коэффициент использования машин, увеличить их надежность, улучшить контроль и качество ремонта, повысить концентрацию производства. На руднике должны появиться укрупненные бригады.

В результате использования самоходного оборудования на всех стадиях производственного процесса по нашим расчетам ожидаемая производительность труда будет составлять: на проведении горных выработок до 10-12 м³/чел.-смену, на буровых работах до 45-50 м³/чел.-смену, забойного рабочего по системе до 19,1 м³/чел.-смену.



6. ТЕХНОЛОГИЧЕСКОЕ ОБЕСПЕЧЕНИЕ ПЕРЕХОДА НА САМОХОДНУЮ ТЕХНИКУ В УСЛОВИЯХ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ЗАРМИТАН

Использование самоходной техники, как убедительно подтверждает практика передовых рудников, требует изменения схем подготовки и нарезки блоков. При использовании переносного и стационарного оборудования используются схемы индивидуальной подготовки и нарезки блоков с помощью серии восстающих, то при массовом внедрении самоходной техники потребуется групповая и централизованная подготовка с использованием как восстающих, так и наклонных транспортных выработок (съездов).

Централизованная или групповая подготовка и нарезка залежей с помощью наклонного съезда имеет следующие преимущества:

-обеспечивает многозабойную организацию труда самоходной техники практически на всем протяжении времени подготовки и нарезки блоков, что приводит к повышению коэффициента использования самоходной техники и увеличению скорости проходки горных выработок на 20-25%, а следовательно ускорению ввода блоков в эксплуатацию;

-способствует росту производительности труда на проходческих работах;

-обеспечивает доставку оборудования и материалов на подэтажном слое и в забои с помощью основного (ПДМ) и вспомогательного транспортного оборудования подземных мастерских) и доставлять самоходное оборудование на подэтажи без монтажно-демонтажных работ, что увеличивает надежность и срок работы техники;

-значительно улучшает проветривание (за счет увеличения воздухоподающей выработки-съезда) и соответственно санитарно-гигиенические условия труда горнорабочих;

-уменьшает число вертикальных выработок, являющиеся местами повышенной опасности,как при проходке, так и при эксплуатации.

6.1 Циклично-поточная организация горно-проходческих работ с увеличенной длиной блока в пределах 100-120м

Анализируя существующую форму организации проходческих работ (фактически) забой на комплекс самоходных машин), можно констатировать, что она обеспечивает выполнение операций проходческого цикла и загрузку проходчиков в течение смены, но не загрузку самоходных машин и кареток. Решить этот вопрос представляется возможным при циклично-поточной организации работ, созданием специализированных звеньев по выполнению отдельных операций проходческого цикла: звено по обуриванию забоев, звено по уборке горной массы, звено по доставке оборудования и материалов, заряжанию и взрыванию забоев и т.д.

Факторами, способствующими резкому улучшению технико-экономических показателей работы самоходного оборудования при такой организации труда являются:

-полная специализация выполняемых работ;

-максимальная загрузка машин в течение всей смены;

-ликвидация пиковых нагрузок пневмосети и рост производительности бурового и погрузочно-доставочного пневматического оборудования;

-создание резервного парка машин для профилактических ремонтов, замены вошедших из строя машин в течение смены (что невозможно обеспечить при принятой организации);

-снижение количества действующих машин в забоях или увеличение объемов проходческих работ на то же оборудование;

-планирование ведения горных работ с учетом транспортного маневра машинами из забоя в забой в течение смены для обеспечения необходимого фронта работ;

-механизация процесса доставки ВВ и СВ со склада до забоев. Возникающие определенные организационные преобразования наиболее удобно решить при проектировании новых участков рудного поля, на которых можно предусмотреть связь между горизонтами и подэтажами, наклонным съездом и обеспечить возможность выполнения беспрепятственного транспортного маневра машинами в течение смены. Это достигается с помощью применения дизельных самоходных машин.

Расчет потребности оборудования выполняется в соответствии с методическими положениями, изложенными в работе.

Сменная техническая производительность буровой каретки А_б.к. определяется м/см [7]:

A_б.к.= V_б*B*T_cm*_Kи *з (1)

Где, V_б-скорость чистого бурения для данных пород и при данном оборудовании. м/мин;

В - количество перфораторов на буровой каретке;

T_cm - продолжительность смены, мин;

К_и - коэффициент использования оборудования в течение смены*, доли ед.:

з-коэффициент чистого времени бурения от общего, доли ед.

К_и - Коэффициент использования учитывает время на подготовительно- заключительные операции, регламентированный отдых и др., а также время простоев оборудования, связанных с технологическим циклом (например, взрывными работами, проветриванием, поломками оборудования и другими организационно-техническими причинами).

Количество забоев (П_б), обуреваемых буровой кареткой за смену, определяется



П_б=Е*(Т_см / ((Т_см*m*L_шп)/А _см)+t_пер+t_дд))

Где Е - целая часть результата вычислений по формуле;

m - число шпуров в забое;

L_шп- глубина шпуров, м;

t_пер - время перегона машины из забоя в забой, мин;

t_дд - длительность дополнительных простоев, связанных с перегоном машины в другой забой, мин.

Сменная техническая производительность погрузочно-доставочного оборудования (А_см) определяется, м³/см:

А_см =Q*Тсм*Ки /((2*L /60*q_cр)+t_п +t_p+ t_к+а_п) (3)

где Q - объем горной массы в бункере (ковше) машины, м³;

L- длина доставки, м;

q_ср- средняя скорость доставки, м/с;

t_п. иt_p- время погрузки и разгрузки бункера соответственно, мин;

t_к и а_п- время движения по кривой (на повороте), мин., и количество поворотов.

Число забоев (п_п), обеспечивающих полную занятость погрузочно-доставочной машины, определяется по формуле

п_п= Е*(Т_см / ((Т_см*V_з)/А _см)+t_м+t_пер+t_п)) (4)

где V₃- объем отбитой горной массы за один цикл, м³/см;

t_м- время, затрачиваемое на маневры при погрузке горной массы в забое (зачистка почвы и пространства между креплением и др.), мин.

Расчеты приведенные ниже, выполнены для предполагаемого оборудования: буровой каретки Boomer 104-1238(AtlasСорсо) и погрузочно-доставочной машины ST2D. Аналогичные расчеты могут проведены для любого набора оборудования в том числе перспективного.

Возможные комплексы самоходного оборудования в зависимости от сечения выработок приведены в таблице 3.

Таблица 3 - Возможные комплексы самоходного оборудования в зависимости от сечения выработок

Класс сечений	Сечение, м2	Погрузочно-транспортные машины типа	Буровые каретки типа
I	До 5	Эймко 911С Микроскуп 100	Микро- Пантофор
II	5-7	Микроскуп 100 T0R0151 ST-2D	Бумер104, Минибур 1Ф
III	7-10	ST-2D T0R0151 TOR0301DL ST-710	Бумер104, Минибур 1Ф Бумер282 Аксера 006-240
IV	10-14 и выше	TOR0301DL ST-710 ST-1020 TQR0007	Бумер282 Аксера 006-240

Следует отметить, что в любом случае необходимо выделять дополнительное количество каждого вида оборудования для резервирования на случай поломок, ремонта и обслуживания (коэффициент резервирования принимаетсяК_р=1,3).

Количество рабочих в звене взрывников определяется трудоемкостью заряжания и взрывания одного забоя и числом систематически взрываемых забоев в смену.

Для выполнения транспортных переездов оборудования из забоя в забой, доставка материалов и обслуживание самоходных машин, доставки ВВ из СВ со склада до расходных сейфов в районе ведения взрывных работ рекомендуется использование дизельной тележки типа ТШ-16.

Наличие специализированной тележки для доставки ВМ в забои и механизированное заряжание шпуров позволит обеспечить звено взрывников необходимой техникой.

Циклично-поточная организация работы проектируется и внедряется с целью максимальной загрузки самоходных машин в течение смены, причем подбирается такое их сочетание, при котором производительности бурового и погрузочно- доставочного оборудования увязаны друг с другом.

Циклично-поточная организация работы самоходных машин возможна при наличии, как минимум, следующего набора оборудования:

-3 машины Boomer 104 (+1 в резерве);

-2 машины ST2D (+1 в резерве).

В одновременной работе должно находится 10 забоев и ежесменно взрываться 6 забоев. Работы осуществляются по следующей схеме:

Номера забоев
1	2	3	4	5	6	7	8	9	10
B1	B1	B1	B1	B1	B1
						Б1	Б1	Б1	Б1
У1	У1	У2	У2	У3	У3
Б2	Б2
В2	В2					В2	В2	В2	В2

В-взрывание;

Б - бурение шпуров;

У - уборка породы.

1,2,3 - очередность вида работ.

Звено обслуживания и взрывных работ имеет в своем распоряжении специализированную тележку для доставки ВМ и заряжания шпуров. Оно имеет в своем составе 3 человека: 1 водитель и 2 взрывника.

При циклично-поточной организации работы такой комплекс оборудования может обеспечить 6 циклов в смену с производительностью 7,8-8,8м³/чел.-см., при проходке выработок сечением 7,6м² и общим объемом V_nрох. = 460-520м/мес., а на очистных работах при подэтажной системе разработки (сечение заходок 10,5м²), производительность забойной группы может составить 10,8-12,15 м³/чел.-см. и производительность блока Q_бл=4800-5500м³/мес. (для развития такой производительности технологическая площадь отрабатываемого подэтажа должна составлять не менее 2200- 2600м²).

За счет изменения глубины шпуров и перехода на новое оборудование возможен подбор оборудования, когда число забоев, обслуживаемых за смену буровой кареткой и погрузочно-доставочной машиной, будет одинаковым. В этом случае расчет организации работы и ожидаемых технико-экономических показателей ведется на единицу (комплекс) применяемого оборудования. Принимаем:

N_к - количество работающих на участке комплексов.

Тогда количество забойных самоходных машин (с учетом их резерва-30%) определяется:

буровые каретки

N_б=1,3*N_k (5)

погрузочно-доставочные машины

N_n=1,3*N_k (6)

Численность забойных рабочих в смену:

звено бурения

Ч_б=1,3*N_k

звено погрузки и уборки

Ч_п=1,3*N_k



Количество забоев в эксплуатации (с учетом резерва - 20%)

п_з=(1+Ко)*N_k, (7)

где Ко -количество забоев, возможное для обслуживания одним комплексом в смену.

Количество циклов в смену

п_ц=К_0*N_k (8)

Численность звена вспомогательных работ (доставка материалов и оборудования, заряжание и взрывание):

(9)

К_в - количество забоев, обслуживаемых в течение смены одним взрывником (с учетом механизированной доставки ВМ и заряжания шпуров);

1,3 - коэффициент, учитывающий необходимость выделения специальных рабочих.

Количество вспомогательных самоходных машин: тележек для доставки оборудования и материалов и специальных машин для доставки ВМ и заряжания шпуров должно соответствовать численности звена вспомогательных работ:

(10)

В соответствии с данной методикой производится расчет основных показателей циклично-поточной организации для конкретных комплексов оборудования которые сводятся в таблицу планирования. В соответствии с планом (объемом) горнопроходческих работ участка на год и возможным обеспечением числа забоев (при тщательной инженерной подготовке этого вопроса) выбирается количество оборудования, состав бригады и т.д. Пример планирования работы самоходной техники при циклично- поточной организации для предполагаемого оборудования приведен в таблице 4.

Экономический эффект циклично-поточной организации достигается от повышения производительности труда на проходческих работах при их использовании в течение смены на операциях проходческого цикла за счет сокращения времени на маневры и специализации выполнения операций проходческого цикла, снижения потребного числа машин в работе.

Таблица 4 - Планирование циклично-поточной организации работы самоходных машин

План горнопроходческих работ, п.м/мес	Необходимое количество забоевв работе, шт	Набор оборудования с учетом резервного	Число рабочих в смену	Количество циклов в смену****
		Boomer-104*	ST-2D*	Вспомогательная тележка	Бурильщики	ST-2D	Водит. ВСПО	Взрывники**	Всего***
До 350-400	6-7	3/(-1)	3/(-1)	1	2	2	1	1	6 /(-2)	4
400-600	9-11	4/(-2)	4/(-2)	1	3	3	1	2	9 /(-3)	6
600-800	12-15	5/(-3)	5/(-3)	2	4	4	2	2	12/(-4)	8
800-1000	15-18	6-7	6-7	2	5	5	2	3	15	10
		(-4-3)	(-4-3)						(-5)
1000-1200	18-22	8 (-4)	8 (-4)	2	6	6	2	3	17 (-7)	12

* в знаменателе - уменьшение количества машин по сравнению с фактически применяемой организацией (шт); ** принятоК_в=3 ***в знаменателе - уменьшение забойной группы по сравнению с фактической (чел.) ****принято /С₀=2



7. ОПТИМАЛЬНАЯ ДЛИНА ОЧИСТНЫХ БЛОКОВ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Параметры систем разработки жильных месторождений характеризуются размерами выемочных блоков: высотой, шириной, длиной, скоростью подвигания очистных работ, расстоянием между рудоспусками, высотой подэтажей, слоев, уступов и другими конструктивными элементами.

Основными параметрами систем разработки тонкожильных месторождений является длина очистного блока, его ширина и высота.

На параметры очистных блоков при разработке жильных месторождений значительно влияют размер принятой ширины очистного пространства. На действующих рудниках высота этажей и подэтажей, как правило, определяется на основе практических данных и зависит от применяемых средств доставки руды, то длину блоков целесообразно определять экономическими расчетами.

С увеличением выемочной мощности и объема отбиваемой из блока рудной массы некоторые из технико-экономических показателей улучшаются (увеличивается производительность труда рабочих забойной группы, уменьшается расход материалов и снижается себестоимость добычи 1 м³ рудной массы), но в то же время другие показатели, наоборот ухудшаются (растет разубоживание руды, снижается содержание вней металла, увеличиваются затраты на транспорт и переработку руды, растет себестоимость единицы добытого металла).

Для тонкожильных месторождений критерий минимальных удельных расходов на подготовку и эксплуатацию блока на 1т руды не приемлем, так как удельные затраты на 1т руды находятся в зависимости от принятой мощности и не соответствуют удельным расходам на единицу балансовых запасов металла в блоке.

Поэтому определение оптимальной длины блока целесообразно производить из условия равенства экономии на подготовке блока и приращения эксплуатационных расходов на единицу балансовых запасов металла, приходящихся на заданное приращение длины блока. Новый критерий оценки оптимальной длины очистных блоков для тонкожильных месторождений дает более точные данные с уменьшенной областью экономики наивыгоднейших значений.

Методика расчета оптимальной длины блока заключается в следующем.

Определяем величину целесообразного приращения длины блока:

(11)

где L_min- минимальная принятая на руднике длина блока, м;

N_б -число блоков, обеспечивающих годовую производительность рудника.

После определения приращений длины блока устанавливаем ряд величин длины блока, принимаемых для технико-экономического расчета,

L₁=L_бл +;L₂ = L_бл+; L₃=L_бл+

Определением убывающих и возрастающих удельных расходов находим величины экономии на подготовку С_п и приращения эксплуатационных расходов С_э, отнесенных на единицу балансовых запасов добываемого металла, приходящихся на разность между длинами блоковL₁ иL,; L₂ и L₁; L₃ и L₂ и т.д. Убывающие удельные расходы, отнесенные к единице металла, по проведению и оборудованию блоковых восстающих С₁ по нарезным работам в междублоковых целиках С₂; а также экономический ущерб от потерь металла в этих целиках С₃ при неминерализованных вмещающих породах определяются по формулам:



₍₁₂₎

₍₁₃₎

₍₁₄₎

где С₃, С_н и С_ц- затраты на проходку 1м восстающего, нарезные работы в междублоковых целиках и ущерб от потерь металла в этих целиках, сумов; L_бл - длина блока, м;т_ж - мощность жилы, м;- объемный вес жильной массы, т/м³ ; С_б-содержание металла в жильной массе, г/т;к_т - коэффициент извлечения металла при добыче (учитывает эксплуатационные потери металла); Н- наклонная высота этажа,м.

Возрастающие удельные расходы, отнесенные к единице металла, на транспортирование руды С₄.крепежного леса Cs , бурового оборудования С₆, на ремонт и поддержание выработокCj, на переплату на отбойке из-за падения давления сжатого воздуха в шлангах С₈ определяют по формулам:

(15)

(16)

(17)

(18)

, сум/гр (19)

где и_л - затраты на транспортирование руды и леса на 1м длины блока, сум; d-расход леса по системе разработки, м³/т; Р- тарифная ставка проходчика, сум/смену; Р_З- производительность труда проходчика, т/смену; С_р- затраты на ремонт и поддержание 1м штрека в год, сум; А - извлекаемые запасы металла из блока, г; С - содержание металла в 1т рудной массы, г.

Определенные по данной методике для тонких жил оптимальные значения длин блоков показали, что содержание металла в балансовых запасах блока не влияет на его длину, так как возрастающие и убывающие удельные расходы изменяются пропорционально изменению содержания металла [9]. Существенное влияние на длину блоков оказывает мощность разрабатываемой жилы. На рисунке 9 показаны результа- ты расчета оптимальной длины блоков для жил мощностью 0,4 и 0,8м.

Рисунок 9 - Зависимость относительных удельных затрат на 1г металла от оптимальной длины блока:

B₁ и В₂ - убывающие и возрастающие удельные расходы; С_б - содержание металла в 1т жильной массы в условных единицах; т_ж - мощность жилы; L_o - оптимальная длина блока; В_о - область оптимальных значений длины блока для жилы мощностью 0,4м (условие оптимальности длины блока С_n = С_э; В₀ = 0.9-1,1L_o)

Удельные расходы для различных горно-геологических условий

где - убывающие удельные расходы по подготовке блока, сум/г; В₂ - возрастающие удельные расходы по эксплуатации блока, сум/г; и - переменные числовые коэффициенты, зависящие от горно-геологических условий.

Оптимальные значения длины блоков, рассчитанные по данной методике, справедливы для устойчивых и среднеустойчивых вмещающих пород и должны корректироваться с изменением горно-геологических условий.

Критерий экономической эффективности в зависимости от природных факторов и особенностей технологии позволяют определить рациональную область применения доставки отбитой руды по штрекам осуществляемую двумя способами: с помощью TORO-151 и скреперными установками ЛC-30 с вместимостью ковша 0,4м³

Результаты промышленной эксплуатации этих способов доставки показывают, что максимальная производительность самоходной машины гарантируется при крупности руды до 300мм и длине доставки 45-50м и 30м при работе скреперными установками, фактическая производительность TORO-151 составляет 80-100т/смену, что на 30- 50т больше, чем при скреперной доставке. При технологии подэтажных штреков использование скреперной доставки руды экономически целесообразно при балансовых запасах блока до 2000-4000м³ и длине доставки менее 30-40м.

Разработка жил с применением самоходного оборудования и отбойки руды скважинами способствует снижению приведенных затрат по технологии в целом на 28- 30%.

Рисунок 10 - Зависимость изменения величины приведенных затрат при подэтажной выемке жил с отбойкой скважинами от длины блока (а), высоты подэтажа (б) и наклонной высоты верхней и нижней подсечек подэтажа (в):

1 - комплекс из самоходной буровой машины Бумер104 и погрузочно-доставочной машины T0R0151 или ST-2D; 2 - комплекс из самоходной буровой машины Бумер104 и скреперной установки ЛС-30; 3 - комплекс из буровой установки КБУ-80 и погрузочно- доставочной машины T0R0151 или ST-2D; 4 - комплекс из буровой установки КБУ-80 и скреперной установки ЛС-30

Достижение минимума приведенных затрат обеспечивается при следующих технологических параметрах:

при работе комплекса самоходных машин длина блока должна равняться 100-120м, высота подэтажа 15-18м, наклонная высота нижней подсечки подэтажа 12-14м, число подэтажей 4;

при работе комбинированного комплекса оборудования длина блока 60-70м, высота Подэтажа 15-18м, наклонная высота подсечки подэтажа 10-12м, число подэтажей 2. (Рисунок 10)

Рекомендуемые варианты подэтажной выемки жил с использованием высокопроизводительного оборудования и скважинной отбойки позвопяютувепичитьпроиз- водитепьность труда рабочего очистного забоя в 2-3 раза, снизить себестоимость добычи 1 т руды минимум на 10% создать безопасные и комфортные условия труда.



8. ТЕХНОЛОГИЯ ПРОВЕДЕНИЯ ВЫРАБОТОК С ПРИМЕНЕНИЕМ САМОХОДНОГО ОБОРУДОВАНИЯ В УСЛОВИЯХ РУДНИКА ЗАРМИТАН

Один из главных параметров при проходке выработок - длина шпуров. С увеличением её растет уходка забоя за цикл, снижается удельная продолжительность подготовиетльно-заключительных операций, однако при этом уменьшается коэффициент использования шпура (КИШ). Выбранная по техническим факторам оптимальная длина шпуров может оказаться больше предельно допустимой по фактору устойчивости обнажения.

Общая продолжительность проходческого цикла (включая проветривание забоя) с учетом неравномерности выполнения проходческих операций не должна превышать времени устойчивого стояния обнажения (Т₀._ч), принятого с соответствующим запасом прочности без учета времени на полное вступление в работу крепи, установленной в течение проходческого цикла.

Зная время устойчивого состояния обнажения кровли и продолжительность проходческого цикла, можно рассчитать число циклов, которое будет выполнено за время устойчивого состояния выработки, с учетом запаса прочности неравномерности выполнения проходческих операций и штанговой крепи. Штанговую крепь, как показала практика её установки в Зармитане, производится с некоторым отставанием от забоя, величина которого определяется из произведения числа циклов на уходку забоя за цикл. Когда максимальное отставание крепи от забоя не превышает уходки забоя за цикл, число циклов равно 1. При этом методом одношагового поиска можно найти предельно допустимую длину шпура, обеспечивающую устойчивость обнажения в зависимости от комплекса оборудования и типа крепи.

Оптимальную длину шпура находят графоаналитическим методом по минимальной суммарной трудоемкости проходки 1м³ горной выработки (рисунок 11).

В условиях Зармитанского месторождения, как показывает практика эксплуатации, продолжительность устойчивого стояния обнажения для рассматриваемых условий не зависят от крепости пород (например, породы могут быть крепкими, но сильно трещиноватыми, то есть неустойчивыми, и наоборот).

Рисунок 11 - Зависимость трудоемкости проходки (Q) от длины шпура (l), (сплошная линия - с трафаретом, пунктирная - без трафарета) при различных сечениях выработки, м²: 1 - S=9; 2 - S=70,5; 3 -S=14.

В таблице 5 сведены результаты расчетов оптимальной и предельно допустимой длины шпура при применении в качестве крепи железобетонных (ЖБА) анкеров с временем вступления в работу одного анкера 24 часа. Результаты расчета максимально допустимого отставания крепи от забоя представлены в таблице 6,

Уменьшение максимально допустимого отставания крепи от забоя объясняется следующим. С увеличением крепости объем буровых работ за цикл увеличивается.

Однако продолжительность цикла не должна превышать времени устойчивого стояния обнажения, которое постоянно независимо от крепости пород. Очевидно, что это ограничивание обуславливает необходимость снижения длины шпура при увеличении крепости пород. Соответственно уменьшается отставание крепи от забоя, которое определяется произведением числа циклов на уходку.

¦ i Площадь сечения I выработки, ; м2	Тип крепи	Коэффициент крепости пород по шкале Протодъяконова
		10-12	12-14	14-16
9	ЖБА	20	19	18
10,5		17	16	15
14 !		14	13	12

i S У * 8 о „ю 1й	s с. ш CL У С S	Оптимальная (числитель) и предельно допустимая (знаменатель) длина шпуров при коэффициенте крепости пород по шкале Протодъяконова
|1 С х	Н	10-12	12-14	14-16
		2.2	2.1	2.0
9		Не более 1,9	Не более 1,7	Не более 1,5
10,5	ЖБА	2,1	2.0	2,0
		Не более 1,6	Не более 1,5	Не более 1,3
14		2.0	1.9	1.9
		Не более 1,1	Не более 1,1	Не более 1,1

На параметры технологии проходки существенно влияет тип применяемого крепежного анкера.

Так, применение сталеполимерных анкеров в рассматриваемых условиях обеспечивало бы оптимальные показатели проходки выработок во всем диапазоне изменения технических возможной длины шпуров, пробуриваемых самоходными каретками.

При проходке выработок по породам с коэффициентом крепости по шкале проф. Протодъяконова 10-12 бурение шпуров на оптимальную длину Ј₀ с применением ЖБА возможно при устойчивом стоянии обнажения не менее 61-72ч, а с применением СПА- не менее 17-20ч в зависимости от площади сечения выработок (рисунок 13).

Повысить эффективность проходки возможно путем сокращения времени на обуривание забоя.

Предлагается использовать трафарет для разметки шпуров по забою (таблица 7), применение которого сокращает время наведения стрелы буровой каретки на шпур из-за уменьшения манипуляций и повышает КИШ (см. рисунок 12).

Площадь сечения выработки, м2	Коэффициент крепости пород по шкале Протодъяконова
	10-12	12-14	14-16
9	3,1	3,0	2,9
10,5	3,0	2,9	2,8
14	2,8	2,7	2,6

Рисунок 13 - Изменение предельно допустимой длины шпура (Ј_пр) в зависимости от времени устойчивого стояния обнажения (Т₀) (сплошная линия - ЖБА, пунктирная - СПА) при различных сечениях выработки, м²:

1 - S=9; 2 - S=f0,5; 3 -S=14.

Таким образом, при проведении горных выработок с применением самоходного оборудования, выбирая параметры технологии проходки с учетом устойчивого стояния и вступления анкерной крепи в работу, можно избежать обрушения пород в условиях оптимальной эксплуатации самоходного оборудования. При длительном времени устойчивого стояния обнажения, допускающем применение анкерного крепления, рекомендуются железобетонные анкеры, как наиболее доступные в наших условиях, обеспечивающих условия для бурения шпуров на оптимальную длину. Для повышения показателей проходки предлагается трафарет для разметки шпуров по забою, так-как буровые каретки поступающие в настоящее время на рудники НГМК не укомплектованы специальными компьютерными приставками для закладки в них паспортов расположения шпуров по забою



9. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ОЧИСТНОЙ ВЫЕМКИ ТОНКИХ КРУТОПАДАЮЩИХ ЖИЛ И ПАРАМЕТРЫ ОЧИСТНЫХ ЗАБОЕВ

(применительно к горно-техническим условиям рудника Зармитан)

Практика отработки крутопадающих жильных месторождений указывает на ряд специфических особенностей и трудностей возникающих при ведении горных работ.

Горно-геологические условия разработки жил весьма разнообразны. Простирание рудных тел обычно колеблется от сотен метров до 1-2км и более с различной глубиной залегания. Мощность жил изменяется от нескольких сантиметров до 1-2 и более метров, а угол падения от 0 до 90°. Характерны для этого типа месторождения сложная морфология рудных тел. неравномерное оруденение, ветвление основного рудного тела, наличие апофиз и прожилков, разнообразие физико-механических свойств руды и вмещающих пород, частые тектонические нарушения. Контуры рудного тела устанавливаются, как правило, только по данным опробования (отсутствует четкий контакт руда-порода).

Разработка месторождения жильного типа, обычно представленных маломощными и тонкими рудными телами, сопровождается высоким разубоживанием руды. Это объясняется тем, что при выемке руды из этих месторождений, для получения нормальной ширины очистного пространства вместе с жильной массой необходимо отбивать и значительное количество вмещающих пород.

Малая ширина очистного пространства, получаемая при выемке тонких жил усложняет технологию отбойки, доставки и особенно выпуска руды, являясь причиной низкой интенсивности очистной выемки и высоких трудовых затрат.

Условия выемки маломощных жил в узком очистном забое не позволяют применить высокопроизводительные способы отбойки руды глубокими скважинами, являющиеся наиболее эффективными при разработке мощных рудных тел. Заряды ВВ, размещенные в узком забое, при выемке тонких жил работают в большом зажиме, вследствие чего необходимо сгущать сетку их расположения, обуславливающую значительное снижение выхода отбитой руды с одного метра шпура (скважины), и увеличивающую трудовые затраты на операцию отбойки руды.

Высокая доля участия подготовительных и нарезных работ в общей добыче руды значительно повышает общую трудоемкость систем разработки жильных месторождений, поэтому важное значение приобретает большая скорость проведения выработок.

Увеличение скорости проходки подготовительных выработок приводит к резкому увеличению подготовленных запасов руды. Это требует одновременного повышения интенсивности очистной выемки. Несогласование скорости проведения подготовительных выработок и скорости подвигания очистной выемки приводит к разрыву между временем подготовки блоков и продолжительностью их разработки.

Для обеспечения требуемой производительности рудника приходится иметь в работе увеличенное число блоков и, следовательно, увеличенную численность забойного иобслуживающего персонала и, как следствие, увеличение общей трудоемкости применяемых систем разработки.

Поэтому при выборе эффективной системы разработки жильных месторождений необходимо совершенствование всех процессов технологии разработки, начиная от подготовки к выемке запасов, кончая добычей руды.

В центральной части месторождения запасы горизонта +840 метров и выше, ранее отработаны, эксплуатационные блоки в нижней части засыпаны обрушенными вмещающими породами приблизительно на одну треть, часть блоков по рудному телу заложены породой от проходческих работ. Для снижения разубоживания руды и опасности прорыва пород из отработанных блоков предусмотрено оставление потолочины (подштрекового целика) толщиной 4-5метров. Размер потолочины принят из возможности качественного обуривания потолочины скважинами из специальных камер.

Минимальная толщина потолочины, исходя из величины касательных (срезающих) напряжений, действующих плоскости её контакта с вмещающими породами. При коэффициенте запаса прочности N=1,7 минимальная толщина потолочины составляет 2,4 метра. Эта толщина принимается для временной потолочины при мелкошпуровой отбойке руды в подэтажах.

Образовавшийся на руднике дефицит вскрытых и подготовленных к выемке запасов большого объема горно-проходческих работ на горизонте +780м ведет к удлинению сроков подготовки участка и замораживанию части оборотных средств (уже пройденные выработки) на длительный период. Значительный объем запасов месторождения на горизонте +780м сосредоточен в жилах с интервалом мощности до 1,5-2 метров, что не позволяет в достаточной мере использовать возможности самоходного оборудования. В начальный период подготовки запасов месторождения, когда закупка самоходного оборудования производится небольшими партиями, следует приобрести необходимое количество погрузочно-транспортных машин грузоподъемностью до 3-4тонн с минимальными габаритными размерами. Предлагается самоходные буровые установки применять только на проходке основных откаточных выработок горизонта, предусматривая групповую подготовку эксплуатационных блоков с целью максимального их использования в течение смены. Бурение взрывных скважин и шпуров в блоках предусматриваем с использованием буровых станков БУ-80НБ и перфораторов ССПБ-1К. Взрывные скважины бурятся диаметром 45-52мм. Это позволит снизить сечение подэтажных штреков, уменьшить прихват вмещающих пород и повысить качество попутно добываемой руды. Ряд технологических схем очистных работ предусматривает подэтажную выемку запасов блока с выпуском руды через торцы буровых выработок. Доставку руды производят по подэтажным выработкам до аккумулирующих рудоспусков скреперными лебедками или малогабаритными самоходными машинами. Рудоспуски обычно связаны с откаточным горизонтом, но в начальный период строительства участкового наклонного транспортного съезда и подготовки верхних подэтажей, устраиваются промежуточные погрузочные камеры, из которых горная масса отгружается самоходным оборудованием и доставляется до главного наклонного транспортного съезда. Первоначально подготавливается один или два подэтажа (в зависимости от использованной технологической схемы), а затем сразу начинают очистные работы с подэтажной выемкой камерных запасов и выпуском руды через торцы буровых выработок.

В зависимости от использованной технологической схемы, очистной выемкой извлекается от 40% до 70% отбиваемых запасов, которые доставляются до аккумулирующих рудоспусков. Остаток отбитой руды в камере (от 30 до 60%) извлекается при отработке нижнего подэтажа, в котором целесообразно снизить высоту обуреваемой части до 3-4метров. Подэтажная буродоставочная выработка проходится в конечный период подготовки верхних подэтажей. Отбойка руды производится слоями толщиной 1,5-2метра, а затем из торца выработки производится отгрузка руды самоходными машинами, при этом временные остатки руды на почве камеры перепускаются и отгружаются.

При разработке технологических схем очистной выемки руды авторы руководствовались следующими положениями:

-в течение смены звено рабочих должно выполнить объемы работ по всем предусмотренным операциям цикла очистных работ в блоке;

-взрывание и проветривание очистного забоя производится в междусменный перерыв;

-заряжание и взрывание забоя производится взрывником, звено рабочих участвует в доставке ВМ к месту взрыва и в заряжании шпуров или скважин и осуществляет охрану подходов к забою, рабочие участвующие в заряжании должны быть проинструктированы, как подносчики взрывчатых материалов;

-сечения подэтажных штреков приняты до 7,5м², исходя из использования буровых станков БУ-80НБ, что позволит использовать погрузочно-транспортные машины типа TORO 151, EJK 65D, MICROSCOOP-IOOD компании Sandvik;

-при использовании мелкошпуровой отбойки руды в подэтажах, сечение подэтажных штреков выбирается исходя из минимального прихвата вмещающих пород со стороны лежачего бока рудного тела. Ширина выработки при скреперной доставке 1,7- 2метра, сечение подэтажного штрека 4-5м²;

-минимальная ширина очистного пространства принята 1-1,2метра при отбойке руды восходящими шпурами с использованием телескопным перфораторов ПТ-48А и 1,4-1,5метра при отбойке уступа комплектом горизонтальных шпуров (схема применяется при трещиноватых рудах и неустойчивых вмещающих породах);

-линия очистного забоя наклонена под углом 75-80° в сторону выработанного пространства для лучшего выброса отбитой руды из узкого очистного пространства и образования небольшого козырька, позволяющего увеличить объем отгружаемой руды после взрывных работ

-отбойка руды производится слоями 2-2,5 метра, не более Зм, исходя из возможностей пофузочно-транспортного оборудования;

-буровые работы в блоках производятся с подготовленных площадок, поверхность замагазинированной руды планируется и укладывается настил длиной не менее 3,5 метра, с которого производится бурение шпуров или скважин;

-при отбойке руды в подэтажах мепкошпуровым способом для бурения шпуров оборудуются полки, что позволяет отфузить до 60% частично замагазинированной руды, конструкция полков представляет собой расстрелы, устанавливаемые на кронштейнах, на которые укладываются 3-4 доски толщиной 50-80ММ, при отгрузке отбитой руды эти полки могут служить в качестве предохранительной крепи;

-рядом технологических схем предлагается бурение шпуров или скважин производить в торце доставочной выработки в непосредственной близости от навала руды, поэтому предусматриваем запас ранее пробуренных шпуров или скважин в количестве необходимом для отбойки установленного паспортом споя руды, перед заряжанием ранее пробуренные шпуры или скважины должны быть очищены;

-очистная выемка ведется мелкошпуровымили скважинным способом потолокоуступными забоями, опережение нижнего по отношению к верхнему не менее пяти метров, звено рабочих работает в двух смежных уступах;

-при системе разработки с частичным магазинированием руды на подэтажах перед производством взрывных работ, производится частичный выпуск замагазинированной руды в количестве 30-40% от отбиваемого объема для обеспечения прохода людей по очистной ленте и вентиляции блока. Минимальное расстояние между бровкой уступа и откосом замагазинированной руды составляет не менее одного метра;

-технологические схемы должны позволять ускорить начало очистных работ в результате совмещения по времени очистной выемки на верхних подэтажах с проведением уклонов и выработок на нижних подэтажах;

технологические схемы очистной выемки должны предусматривать очистные работы в добычных блоках как снизу вверх по восстанию, так и сверху вверх по падению рудных тел.

Рисунок 14 - Технологическая схема мелкошпуровой отбойки руды в блоке восходящими шпурами при системе с магазинированием



Рисунок 15 - Технологическая схема мелкошпуровой отбойки руды в блоке при трещиноватой руде и неустойчивых вмещающих породах

Размещено на Allbest.ru

...