Системы разработки в практике российских и зарубежных рудников, страница 43

Во второй (см. рис. 11.28б) – при относительно небольшой длине целика разбуривание его осуществляется рядами вееров скважин из оконтуривающих блок выработок. Обрушение целика – одним массовым взрывом. При этой схеме обеспечивается больший заброс руды в открытую камеру. Увеличенная длина взрывных скважин отрицательно сказывается на производительности буровых установок.

В третьей (см. рис. 11.28в) – верхний подэтаж обрушается одним взрывом вееров скважин, пробуренных по длине целика, а нижний, уменьшенной высоты, – послойным взрыванием вееров скважин, пробуренных из погрузочных заездов рудного днища целика.

Выпуск отбитой в целике руды совместно с ее остатками в основании камеры ведут поочередно, начиная от массива следующего блока. Сложность этого процесса определяется наличием бокового контакта с обрушенными породами. Если выпуск отбитого полезного ископаемого под обрушенными породами достаточно теоретически и экспериментально изучен Г.М. Малаховым [1976], В.В. Куликовым [1980], Н.Г. Дубыниным [1968], то показатели извлечения руды из–под консоли с одним боковым контактом трудно прогнозируются.

Для прогнозных расчетов уровня потерь и разубоживания и качественной характеристики выпуска руды из–под консоли было выполнено моделирование этого процесса на эквивалентных материалах (рис. 11.29). Эксперименты показали, что на величину полноты и качества извлечения запасов обрушенного целика влияют следующие факторы:

·  сыпучие свойства руды и обрушенных пород;

·  гранулометрический состав отбитой руды и обрушенных пород;

·  высота блока;

·  ширина целика и камеры;

·  расстояние между выработками выпуска руды;

·  предельное разубоживание в последней дозе выпуска.

По результатам экспериментов получены линейные уравнения регрессии, пригодные для оценки уровня потерь (Р, %)  и разубоживания (R, %).

Р = 0,28Нб + 0,32Вц – 0,2Rпред + 6,8,                                                             (11.20)

R = 0,33Нб – 0,49Вц + 0,43Rпред – 14,8,                                                          (11.21)

где Нб – высота блока, м;

Вц – ширина целика, м;

Rпред – предельное разубоживание в последней дозе выпуска, д.ед.

Уравнения (11.20) и (11.21) получены при постоянных значениях ширины камеры (Вк = 20 м), расстоянии между выработками выпуска (12 м), коэффициенте разрыхления руды (Кр = 1,35–1,42) и породы (Кр = 1,59–1,66). Ограничительные интервалы в расчете составили: 14 ≤ Вц ≤ 20; 20 ≤ Нб ≤ 60; 0,5 ≤ Rпред ≥ 0,8.

Относительная погрешность экспериментальных и расчетных показателей не превышает 10%.

               а                                                          б

 

Рис. 11.29. Моделирование процесса выпуска руды из подконсольного пространства: а – при Вц = 20 м; б – при Вц = 15 м

Сплошная камерная система разработки прошла промышленные испытания и освоена на Николаевском руднике при выемке блоков «Север-7» и «Север-9».

Блок «Север-7» является частью рудной залежи «Восток-1» и ограничен с северо-запада и юго-запада отработанными запасами, с юго-востока – границей выклинивания. Залежь в пределах участка отработки имела пластообразную форму с мощностью 30–40 м, на фланге выклинивания до 5–15 м и угол падения от 400 до субгоризонтального.

Рудное тело сложено геденбергитовыми скарнами с неравномерной выраженностью свинца и цинка. Руды крепкие и устойчивые. Налегающие породы – туфобрекчии реолитов средней устойчивости и крепости по шкале проф. М.М. Протодьяконова с ¦ = 12¸15, подстилающие – слаботрещиноватые мраморизованные известняки средней устойчивости ¦ = 8¸10.

Проектом предусматривалось деление участка на две камеры и два целика. Типичный разрез залежи и блокировка запасов показаны на рис. 11.30. В соответствии с проектом в первую очередь извлекались запасы камеры № 1, затем – целика № 1 и далее обрушались породы кровли. В подобной последовательности осуществлялась выемка камеры № 2 и целика № 2 с обрушением налегающих пород.