Результат интеллектуальной деятельности: Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел

Изобретение относится к горной промышленности, а именно к способам подземной разработки крутопадающих (более 70°) мощных рудных тел.

Известен способ разработки крутопадающих мощных рудных тел системой этажного принудительного обрушения с нижней подсечкой, включающий разделение панели на очистные блоки, располагаемые длинной стороной вкрест простирания рудного тела и отрабатываемые последовательно сплошным порядком, проведение комплекса подготовительно-нарезных выработок, развитие очистной выемки от центра к флангам блока; формирование перед отбойкой секций траншейной подсечки длиной, равной толщине отбиваемой секции, шириной, равной ширине блока и высотой, равной высоте приемной траншеи, этажную секционную отбойку запасов блока вертикальными веерами скважин в зажиме на обрушенную руду, частичный выпуск руды (25-30%) после отбойки каждой секции с целью разрыхления руды перед взрывом последующей секции, и основной площадной односторонний выпуск отбитой руды (70-75%) по всей площади траншейного днища блока из погрузочных заездов после отбойки последней секции в блоке (Соколов И.В., Смирнов Ю.Г., Антипин Ю.Г., Никитин И.В., Барановский К.В. Подземная геотехнология при комбинированной разработке мощного железорудного месторождения, журнал «Известия высших учебных заведений. Горный журнал» № 7/2012, с. 1-5).

Способ имеет следующие недостатки:

1. Траншейное днище блока с односторонним расположением погрузочных заездов менее эффективно по сравнению с двусторонним шахматным расположением заездов. Применение траншейного днища, предусматривающего двухстороннее расположение заездов, позволяет обеспечить достаточно близкое размещение выпускных отверстий по длине приемной траншеи и снизить потери отбитой руды в гребнях между заездами и повысить качество извлечения руды. Способ характеризуется низкими показателями извлечения руды. В этом способе технически невозможно реализовать конструкцию траншейного днища с двухсторонним расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из рудоприемной траншеи, характеризующийся более высокими показателями извлечения руды.

2. Формирование в основании блока траншейной подсечки небольшого объема не обеспечивает необходимого коэффициента разрыхления (К_р=1,3-1,4) отбитой руды в зажатой среде. Высота траншейной подсечки ограничивается высотой траншеи, которая обычно составляет 10-15 м. В нашем случае при формировании траншейной подсечки высотой 15 м в блоке высотой 100 м перед отбойкой секции руды высотой 80 м коэффициент разрыхления руды составляет 1,18 (100 м / 85 м). При низком коэффициенте разрыхления возможны зависания переуплотненной руды, теряются сыпучие свойства отбитой руды, которая плохо выпускается через выработки днища блока, что снижает интенсивность и безопасность процесса выпуска руды (связанного с необходимостью ликвидации зависания).

Наиболее близким аналогом предлагаемого изобретения является способ разработки крутопадающих мощных рудных тел этажно-камерной системой с обрушением междукамерного целика (далее по тексту – МКЦ) и потолочины и площадным односторонним выпуском большого объема руды, включающий разделение рудного тела по простиранию на добычные блоки, проведение на доставочном горизонте в лежачем и висячем боку доставочных штреков, траншейных и доставочных ортов и погрузочных заездов между ними, выемку запасов очистной камеры с отбойкой веерами скважин и площадным односторонним выпуском руды с помощью погрузо-доставочной машины (далее по тексту – ПДМ) из погрузочных заездов траншейного днища камеры, массовое обрушение МКЦ и потолочины веерами скважин на выработанное пространство камеры и площадной односторонний выпуск отбитой руды целиков под обрушенными породами при помощи ПДМ (Скорняков Ю.Г. Системы разработки и комплексы самоходных машин при подземной добыче руд,  М.: Недра, 1978 г., с. 62-67).

Способ, предусматривающий на первом этапе отработки запасов добычного блока выемку запасов очистной камеры с высокими показателями извлечения руды, позволяет существенно улучшить полноту и качество излечения руды.

Способ имеет следующие недостатки:

1. Массовая отбойка запасов МКЦ на отработанную камеру предполагает продолжительные работы (1-2 недели и более) по заряжанию большого объема веерных скважин, пробуренных из выработок, расположенных непосредственно в МКЦ, граничащем с открытым выработанным пространством отработанной камеры, что снижает безопасность ведения работ при массовой отбойке МКЦ. Кроме того, технология с массовым обрушением целиков всегда связана с низким качеством дробления руды (увеличение выхода негабарита до 25-30%) и со снижением производительности ПДМ на выпуске и доставке руды и характеризуется большими потерями (до 30-50%) и разубоживанием (25-30%) руды.

2. Ограниченная ширина камер и целиков (15-20 м) по геомеханическим и технологическим условиям не позволяет подготовить днище блока с двухсторонним шахматным расположением заездов и организовать двухсторонний выпуск руды из блока, обеспечивающий более высокие показатели извлечения руды и интенсивность выпуска руды из блока (по сравнению с односторонним выпуском) за счет увеличения фронта работ на выпуске руды и возможности эффективного использования двух ПДМ.

3. При одностороннем расположении погрузочных заездов нагрузка (объем выпускаемой руды) на один погрузочный заезд практически в два раза больше, чем при двухстороннем шахматном расположении. Кроме того, при выпуске значительного объема обрушенной руды происходит интенсивное изнашивание и разрушение сопряжений (козырьков) погрузочных заездов с выпускной траншеей. Также козырьки разрушаются от действия взрыва накладных зарядов взрывчатых веществ при ликвидации зависаний руды, образуемых в результате большого выхода негабарита. В таких условиях не обеспечивается рабочая длина погрузочных заездов, располагаемых между траншейным и доставочным ортами для эффективного использования современных высокопроизводительных ПДМ длиной 8-10 м, часто применяемых при выпуске больших объемов отбитой руды, а иногда технически невозможно осуществлять выпуск руды из таких выработок. При этом снижается интенсивность выпуска руды из блока и не соблюдается равномерно-последовательный режим выпуска руды по всей площади добычного блока и сохранять ровный горизонтальный или наклонный контакт руды с породой с целью достижения хороших показателей извлечения руды при выемке целиков.

Таким образом, способ разработки крутопадающих мощных рудных тел характеризуется низкими показателями извлечения и интенсивности выпуска руды из добычного блока и не в полной мере обеспечивает безопасность ведения работ.

Техническими результатами, на достижение которых направлено предлагаемое изобретение, являются улучшение показателей извлечения руды из добычного блока, повышение безопасности ведения очистных работ в добычном блоке и увеличение интенсивности выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.

Технические результаты достигаются тем, что в способе подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел с применением комбинированной системы разработки этаж по простиранию рудного тела разделяют на добычные блоки, проходят комплекс подготовительно-нарезных выработок, вынимают запасы очистной камеры со скважинной отбойкой и площадным двусторонним выпуском руды из траншейного днища, осуществляют массовую отбойку потолочины веерами скважин на отработанную камеру с последующим выпуском руды под обрушенными породами, формируют приемное днище МКЦ ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ, оформляют в нижней части МКЦ подсечную компенсационную камеру увеличенной высоты, секционно отбивают запасы МКЦ на зажатую среду после образования подсечной камеры, частично выпускают отбитую руду после отбойки каждой секции и производят основной площадной двухсторонний выпуск руды по всей площади днища МКЦ после отбойки всех секций.

Способ поясняется чертежами.

На фиг. 1 на вертикальном разрезе по простиранию рудного тела представлены схема подготовки и этапы выемки запасов добычного блока при комбинированной системе разработки.

На фиг. 2 на вертикальном разрезе А-А вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины.

На фиг. 3 на вертикальном разрезе Б-Б вкрест простирания рудного тела представлены схема подготовки, конструкция и этапы выемки запасов МКЦ при варианте системы этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и оформлением подсечной камеры.

На фиг. 4 на горизонтальном разрезе В-В по простиранию рудного тела представлен совмещенный план горизонтов подготовки днища камеры и МКЦ с двухсторонним расположением погрузочных заездов в шахматном порядке.

На фиг. 5 на вертикальном разрезе Г-Г вкрест простирания рудного тела представлены параметры днища добычного блока с двухсторонним выпуском руды и с расположением днища камеры и МКЦ на разных уравнях.

Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел оосуществляется следующим образом.

Этаж 1 по простиранию рудного тела разбивают на добычные блоки, каждый из которых состоит из очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5. Добычные блоки располагают длинной стороной вкрест простирания рудного тела 2 (фиг. 1 и 2).

Запасы добычного блока (фиг. 1) отрабатывают комбинированной системой разработки, предусматривающей сочетание вариантов различных систем разработки, а именно

- вариант камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 для выемки запасов очистной камеры 3 и потолочины 4,

- вариант системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажатой среде для выемки запасов МКЦ 5.

Сочетание вариантов различных систем разработки позволяет улучшить показатели извлечния руды в целом по добычному блоку за счет применения технологии камерной выемки, имеющей высокие показатели извлечения руды, и частично компенсировать недостаток системы с обрушением, имеющей низкие показатели извлечения руды.

Комбинированная система разработки, представленная на фиг. 1, предполагает три этапа отработки запасов добычного блока:

I этап 6 – выемка запасов очистной камеры 3,

II этап 7 – массовая отбойка потолочины 4 на отработанную очистную камеру 3 с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными вмещающими породами 8,

III этап 9 – выемка запасов МКЦ 5.

При таком порядке отработки запасов добычного блока выработанное пространство очистной камеры 3 заполняется обрушенными вмещающими породами 8, обеспечивающими подпор и повышение устойчивости рудного массива МКЦ 5, и процесс заряжания вееров скважин 10 в буровых ортах 11 МКЦ 5 осуществляется при заполненной очистной камере 3 обрушенными вмещающими породами 8, что повышает безопасность ведения взрывных работ.

Подготовительно-нарезные работы при варианте камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины 4 (фиг. 2) включают проведение на горизонте 12 подготовки днища очистной камеры 3 доставочных штреков 13 в лежачем и висячем боку, доставочных ортов 14 (фиг.1 и 4) по оси МКЦ 5, траншейного орта 15 (фиг. 2 и 4) по оси очистной камеры 3 и погрузочных заездов 16 (фиг. 1, 2 и 4) между доставочными ортами 14 и траншейным ортом 15, на буровом горизонте подэтажных штреков 17 (фиг. 2) и буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2), вентиляционно-ходовых восстающих 19 (фиг. 2 и 4) и рудоспуска 20 (фиг. 2 и 4). При этом погрузочные заезды 16 (фиг. 4) располагают с двух сторон в шахматном порядке относительно траншейного орта 15, что по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов обеспечивает достаточно близкое размещение выпускных погрузочных заездов 16 по длине формируемой рудоприемной траншеи 21 (фиг. 1) из траншейного орта 15 (фиг. 2) и снизить потери отбитой руды в «гребнях» руды между заездами 16 (фиг. 4). Подготовка днища очистной камеры 3 с двусторонним расположение погрузочных заездов 16 позволяет осуществлять выпуск руды из очистной камеры 3 одновременно с двух сторон двумя ПДМ, что обеспечивает увеличение интенсивности процесса выпуска руды из добычного блока. При этом следует учитывать, что применение двустороннего выпуска руды при выемке запасов очистной камеры 3 и потолочины 4 возможно при условии подготовки днища МКЦ 5 на нижележащем горизонте.

Выемку запасов очистной камеры 3 (фиг. 2) начинают с оформления в центре ее отрезной щели 22 и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам рудного тела 2 (фиг. 2). Отбивают запасы очистной камеры 3 секциями вееров скважин 23 (2-3 веера) на открытое пространство, пробуренных из буровых ортов 18 (фиг. 1 и 2) и траншейного орта 15. Отбитую руду 24 (фиг. 2 и 4) выпускают из погрузочных заездов 16 (фиг. 4), расположенных в шахматном порядке относительно траншейного орта 15. Выпускают и доставляют руду до рудоспуска 20 с помощью ПДМ.

После отработки запасов очистной камеры 3 производят выемку запасов потолочины 4 (фиг. 2) путем массовой отбойки веерных скважин 25 и последующего выпуска руды под обрушенными вмещающими породами 8. Выпускают и доставляют руду ПДМ из погрузочных заездов 16 днища очистной камеры 3 до рудоспуска 20. Массовое обрушение потолочины 4 (фиг. 1) и выпуск отбитой руды обеспечивают заполнение выработанного пространства отработанной очистной камеры 3 обрушенными вмещающими породами 8.

После отработки запасов потолочины 4 приступают к отработке запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3). Для отработки запасов МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) применяют вариант системы разработки этажного принудительного обрушения с отбойкой в зажиме и с оформлением подсечной камеры 26. Подготовительно-нарезные работы включают проходку на горизонте выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 доставочных штреков 28 (фиг. 4) в лежачем и висячем боку залежи, доставочных ортов 29, траншейного орта 30, погрузочных заездов 31, располагаемых с двух сторон в шахматном порядке относительно рудоприемной траншеи 32 (фиг. 1) и на подэтажном горизонте бурового орта 11. При этом горизонт выпуска и доставки руды 27 МКЦ 5 (фиг. 1 и 3) располагают ниже горизонта 12 выпуска руды из очистной камеры 3 на высоту траншейного днища МКЦ 5 (h^дн_мкц), что позволяет подготовить днище МКЦ 5 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 относительно рудоприемной траншеи 32, формируемой из траншейного орта 30.

Расположение днища МКЦ 5 (фиг. 1 и 4) ниже днища очистной камеры 3 позволяет подготовить днище МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 31 и осуществить подготовку днища очистной камеры 3 с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов 16 относительно рудоприемной траншеи 21, что позволяет организовать на всех этапах отработки запасов добычного блока двусторонний выпуск большого объема отбитой руды с эффективным использованием двух ПДМ при выемке запасов очистной камеры 3, потолочины 4 и МКЦ 5.

Высоту днища МКЦ (h^дн_мкц, м) определяют по формуле:

h ^дн _мкц = h^тр_мкц + h_тр.о ,

где h^тр_мкц – высота рудоприемной траншеи 32 МКЦ (фиг. 5), м;

h ^тр _мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2,

где В_мкц – ширина МКЦ (фиг. 5), м;

в _тр.о – ширина траншейного орта 30 МКЦ, м;

φ – угол откоса рудоприемной траншеи 32 МКЦ, град;

h _тр.о – высота траншейного орта 30 МКЦ 5, м.

Таким образом, формула определения высоты днища МКЦ 5 принимает следующий вид:

h ^дн _мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2 + h_тр.о.

Схема подготовки днища добычного блока, предусматривающая на всех этапах выемки запасов блока двусторонний выпуск руды, позволяет эффективно использовать две ПДМ на выпуске и доставке руды и обеспечить увеличение интенсивности выпуска руды из блока. Двустороннее шахматное расположение погрузочных заездов 16 и 31 (фиг. 4) относительно рудоприемных траншей 21 и 32 камеры и МКЦ (фиг. 1) (по сравнению с односторонним расположением погрузочных заездов) позволяет разместить погрузочные заезды 16 и 31 (фиг. 4) достаточно близко друг к другу и увеличить их количество по длине формируемых рудоприемных траншей 21 и 32 (фиг. 1), что обеспечивает снижение потерь отбитой руды в гребнях между выпускными погрузочными заездами и уменьшение нагрузки (объема выпускаемой руды) на один погрузочный заезд при выпуске большого объема руды и сохранение от преждевременного разрушения сопряжений («козырьков») выпускных выработок.

Отработку запасов МКЦ 5 (фиг. 3) начинают от центра с образования отрезной щели и развивают двумя забоями к висячему и лежачему бокам. Очистную выемку основных запасов МКЦ 5 осуществляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 10 в зажиме на отбитую руду 33 с последующим частичным (30% от объема отбитых основных запасов МКЦ) площадным двусторонним выпуском руды ПДМ на доставочном горизонте 27, обеспечивающим разрыхление руды перед взрывом последующей секции. Основной (70% от объема отбитых основных запасов МКЦ) выпуск отбитой руды 33 осуществляют после отбойки последней секции.

Для разбуривания основного массива МКЦ 5 и заряжания скважин 10 используют буровой орт 11 МКЦ и доставочный орт 29 отработанной камеры. Заряжание и взрывание веерных скважин 10 из вышеуказанных выработок, расположенных в МКЦ 5, производят при заполненном выработанном пространстве отработанных камер обрушенными вмещающими породами 8, и отбивают секции вееров скважин 10 в зажатой среде, что повышает безопасность ведения взрывных работ.

С целью обеспечения нормального разрыхления (К_р=1,3-1,4) руды перед отбойкой секции вееров скважин 34 (фиг. 5) в нижней части МКЦ 5 предварительно оформляют подсечную камеру 26 шириной, равной ширине МКЦ 5 (В_мкц), длиной, равной толщине отбиваемой секции (2-3 слоя), и высотой равной высоте подсечной камеры 26 (h_под). Подсечную камеру 26 оформляют путем секционной отбойки вееров (2-3 слоев) скважин 34 и последующего двустороннего выпуска руды ПДМ на доставочном горизонте 27. Веера скважин 34 бурят из траншейного орта 30 доставочного горизонта 27 выпуска руды МКЦ 5 и доставочного орта 14 горизонта 12 выпуска руды очистной камеры 3.

Высоту подсечной камеры 26 (h_под, м), оформляемой в основании МКЦ 5, определяют формуле:

h _под = h^дн_мкц + (h^дн_кам – h_раз), м,

где h^дн_кам – высота днища очистной камеры 3, м (фиг. 5),

h ^дн _кам = h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2,

где h¹_тр.о – высота траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;

в ¹ _тр.о – ширина траншейного орта 15 очистной камеры 3, м;

В_кам – ширина очистной камеры 3, м;

φ¹ – угол откоса рудоприемной траншеи 21 очистной камеры 3, град;

h _раз – высота возможного (наиболее вероятного) разрушения верхней угловой части траншейного целика («хребта») днища отработанной очистной камеры 3 при оформлении подсечной камеры 26 высотой h_под в нижней части МКЦ 5.

Таким образом, формула определения высоты подсечной камеры 26, оформляемой в нижней части МКЦ 5, принимает следующий вид:

h _под = h^дн_мкц + h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2 – h_раз), м.

После отбойки последней секции основных запасов МКЦ 5 (фиг. 3) осуществляют основной площадной двусторонний выпуск руды 33, который производят равномерно по всей площади днища МКЦ 5. Возможность производить равномерный выпуск руды 33 по всей площади МКЦ 5 позволяет соблюдать горизонтальный контакт 35 отбитой руды 33 с обрушенной вмещающей породой 8 и получить достаточно хорошие показатели извлечения руды 33.

Расположение днища МКЦ 5 ниже днища очистной камеры 3 на высоту h^дн_мкц, позволяет увеличить высоту подсечной камеры 26 (h_под) и улучшить коэффициент разрыхления руды, отбваемой в зажиме при выемке запасов МКЦ 5.

Предлагаемый способ обладает следующей совокупностью отличительных признаков:

1. Способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел заключается в комбинированной системе разработки, предусматривающей сочетание двух вариантов различных систем разработки – варианта камерной системы разработки с последующим обрушением потолочины и варианта системы этажного принудительного обрушения с двухстадийной выемкой и отбойкой в зажиме, что позволяет улучшить показатели извлечения руды в целом по блоку за счет камерной выемки, обеспечивающей высокий уровень полноты и качества извлечения запасов.

2. Порядок отработки запасов добычного блока предусматривает три этапа отработки запасов блока – выемку запасов очистной камеры (I этап), массовую отбойку потолочины на отработанную очистную камеру с последующим выпуском отбитой руды под обрушенными породами (II этап) и выемку запасов МКЦ (III этап). Принятый порядок исключает массовое обрушение МКЦ на отработанную очистную камеру и создает условия повышающие безопасность и эффективность отбойки запасов МКЦ за счет полного заполнения выработанного пространства смежной очистной камеры пустой породой после обрушения и выпуска запасов потолочины. При этом процесс заряжания скважин осуществляют из выработок, располагаемых в МКЦ, граничащем с выработанным пространством очистной камеры, заполненным породой, и отбойку МКЦ ведут в зажиме.

3. Подготовку днища МКЦ осуществляют ниже почвы днища очистной камеры на высоту днища МКЦ (h^дн_мкц). Расположение днища МКЦ ниже почвы днища очистной камеры позволяет подготовить днище очистной камеры и МКЦ с двусторонним шахматным расположением погрузочных заездов и увеличить высоту подсечной камеры. Способ подготовки днища с двухсторонним шахматным расположением погрузочных заездов по отношению к рудоприемным траншеям очистной камеры и МКЦ обеспечивает повышение интенсивности выпуска и доставки руды из добычного блока и улучшение показателей извлечения руды. Высоту днища МКЦ определяют по формуле: h^дн_мкц = (В_мкц – в_тр.о) tg φ / 2 + h_тр.о. Оформляют подсечную камеру увеличенного объема за счет увеличения ее высоты, что обеспечивает более высокий коэффициент разрыхления руды отбитой в зажиме. Высоту подсечной камеры определяют по формуле: h_под = h^дн_мкц + h¹_тр.о + (В_кам – в¹_тр.о) tg φ¹ / 2 – h_раз).

Таким образом, предлагаемый способ подземной разработки крутопадающих мощных рудных тел позволяет улучшить показатели извлечения руды из добычного блока, повысить безопасность ведения очистных работ в и увеличить интенсивность выпуска руды при разработке крутопадающих мощных рудных тел.