Спосіб розробки родовищ корисних копалин

СПОСІБ РОЗРОБКИ РОДОВИЩ КОРИСНИХ КОПАЛИН Винахід відноситься до гірничодобувної промисловості і може бути використаний при підземній розробці родовищ системами з масовим обваленням корисної копалини і вміщуючих порід. Відомий спосіб розробки родовищ корисних копалин під рухомим штучним щитом, що запобігає засорению корисної копалини обваленими породами (див. Горная энциклопедия // Сов. энциклопедия. ~ h/L 1991.-Т. 5.-с.443-444). До недоліків цього способу відносяться: - великі витрати на створення рухомого щита; - обмежений строк його служби; - обмежені умови застосування (пластоподібні поклади з кутом падіння більше 75", потужністю не більше ніж 10 м, витримані елементи залягання). Найбільш близьким рішенням, прийнятим як прототип, є спосіб розробки родовищ корисних копалин з використанням частини масиву як плаваючої стелини,, що запобігає втратам і засорению корисної копалини обваленими породами (див. А. с. № 1659654 СССР, Е21 С 41/16. Способ разработки крутопадающих рудных тел / Щелканов В. А., Кудрявцев М. С, Дедюлин В. В., Чернокур В. Р.; Опубл. 30. 09. 91. Бюл. № 24. До недоліків даного способу відносяться: а) значні витрати на відділення плаваючої стелини ВІД масиву; " б) великі втрати руди, що залишається в плаваючій стелині; в) можливість використання плаваючої стелини лише в межах од ного підповерху (поверху); г) значні витрати на створення системи контролю і керування по ложенням стелини; д) складність керування процесом рівномірного переміщення сте лини , що виключає її перекошування і застрявання; є) обмежені умови використання (чіткі контакти рудного масиву з вміщуючими породами, витримана потужність покладу в межах поверху, кут падіння більше 70 ). Завданням цього винаходу є удосконалення способу розробки родовищ корисних копалин системами з масовим обваленням корисної копалини і налягаючих порід за рахунок змінювання технології формування плаваючих стелин, їх параметрів та режиму випуску обваленої корисної копалини, що забезпечує зниження втрат і засорювання сировини. Поставлене завдання досягається тим, що в верхній частині очисного блоку формують плаваючу стелину з окремих блоків масиву корисної копалини, які розташовують в визначеному порядку, рівномірне переміщення яких забезпечують за рахунок режиму випуску обваленої корисної копалини. При цьому кількість окремих блоків плаваючої стелини визначають з урахуванням елементів залягання родовища і закономірностей переміщення підірваної корисної копалини при випуску їого через отвори в днищі блоку, по формулі п = [ш - Нб (ctga - ctg^)} / впт , де n - кількість блоків масиву корисної копалини в склаш плаваючої стелини, шт; «і - горизонтальна потужність родовища, м; Нб висота масиву, що обвалюється* м; a - кут падіння родовища, град; рЕ кут випуску відбитої корисної копалини під обваленими породами, град.; Вп^-ширина одного блоку масиву корисної копалини Е складі плаваючої стелини в вертикальній зоні випуску, м. Крайній блок, який межує з породами лежачого боку родовища, розташовують від нього на відстані, яку визначають за виразом С = Нб [(ctga - ctgfe) - (ctgp^ - ctgpj], де С - відстань від контакту з породами лежачого боку, на якій розташовують блок плаваючої стелини в зоні впливу лежачого боку, м; Рв випуску відбитої маси корисної копалини під плаваючою сте линою, град. Ширину, крайнього з сторони лежачого боку, блоку плаваючої стелини 9, визначають за виразом в™ = Нб (ctgp^ - ctgpB) , де ВпЛ - ширина блоку плаваючої стелини в зоні лежачого боку, м. Ширину кожного наступного блоку плаваючої стелини в вертикальній зоні випуску визначають із умови де 1С - коефіцієнт запасу, який приймают рівним 1,2; в 2 - максимально-допустимий проліт оголення окремого блоку плаваючої стелини по умові стійкості, м. Максимальну масу дози випуску обваленої корисної копалини під "пйї* блоком плаваючої стелини визначають по виразу де Янтазг - максимальна маса дози випуску пщ "п-" блоком шіа з W ваючої стелини, т; у№ - об'ємна вага обваленої корисної копалини, T/M ; ро - кут природного укосу обваленої корисної копалини, град. Мінімально-допустиму товщину окремого блоку плаваючої стелини визначають, в середній частині покладу, на ділянці найбільшого гірничого тиску, при максимальному оголенні в2 по виразу пп XX .-г і-- **** ^е 2[сгр ] , ^пп ' мінімально-допустима товщина окремого блоку плаваючої стелини, м; уь уз - об'ємна вага відповідно масиву плаваючої стелини і обвалених порід, T/ M J; [ap ] - допустиме напруження матеріалу плаваючої стелини на розтяг, т/м . Сугтєвість запропонованого способу пояснюється схемами, приведеними на фіг. І - 7. На фіг. 1 - поперечний перезріз очисного блоку і послідовність відробки окремих його елементів; на фіг. 2 - поздовжній перезріз очисного блоку; на фіг. З - поперечний перезріз очисного блоку з плаваючою стелиною у вигляді окремих блоків; на фіг. 4 - схема для розрахунку мінімально-допустимої товщини окремого блоку плаваючої стелини; на фіг. 5 - схема для розрахунку ширини окремого блоку плаваючої стелини; на фіг. 6 - поперечний перезріз очисного блоку для визначення навантаження на окремий элемент плаваючої стелини; на фіг 7 - результати моделювання випуску обваленої корисної копалини під плаваючою стелиною із окремих блоків. Заявлений спосіб розробки реалізують слідуючим чином. Запаси корисної копалини в межах очисного блоку 1 відробляють системою з масовим обваленням, під налягаючими обваленими породами 2. Родовище підготовляють шляхом проведення горизонтальних З і вертикальних виробок 4. Очисні роботи ведуть шляхом послідовного обвалення ділянок І 4- VIII масиву на компенсаційні камери 5. Одночасно з обваленням кожної ділянки в верхній частині і очисного блоку утворюють плаваючу стелину 6 у вигляді окремих блоків за рахунок підривання свердловин 7. Відробку покладу ведуть від лежачого боку до висячого послідовно на ділянках І -г VIII з випуском обваленої корисної копалини із отворів 8, безпосередньо під кожним окремим блоком плаваючої стелини. Кількість окремих блоків масиву корисної копалини в складі плаваючої стелини (ПС) визначають за виразом п = ш-С'/впиі, (1) де С - ширина трикутника втрат на лежачому боні при випуску корисної копалини під обваленими породами, м. В залежності вщ елементів залягання родовища і фізикомеханічних властивостей корисної копалини величину С, згідно схеми, що приведена на фіг. З, визначають за виразом С = Нб (ctga - ctgpB) . (2) Таким чином п = [тп - Нб (ctga - ctgps)] / в^. (3) Перший блок ПС, що межує з породами лежачого боку, розташовується на відстані "С" від контакт}1, яку визначають за виразом С = Н6 [(ctga - ctgfc) - (ag^ - ctgft,)], а його ширину ВпЯ визначають по формулі (4) Елл = Нб (Ctgfen - CtgpB) , (5) де р^ - кут випуску відбитої маси корисної копалини під ПП, приймається на основі лабораторних експериментів на 10 - 15% менше ніж рв, град. Ширину другої і "п1" ділянок ПС визначають із умови забезпечення стійкості матеріалу стелини за виразом Япв^ВгК,. (6) На основі провепенних лабораторних досліджень, величина Kg приймається рівною 1,2, тоді Вгш=Ь2в 2. (7) Максимальний об'єм дози випуску корисної копалини під окремим блоком ПС обмежують об'ємом воронки випуску 10, при якому максимальний проліт в2 не перевищує допустимий по умовам стійкості в найбільш небезпечному перерізі І і*, йго взначають за виразом VEmax=7ih3o/3tg2po, (8) де ho - глибина воронки випуску пш ПС, м. Якщо Еиразимо h^ через допустимий проліт "в2" одержимо VBmax = 0,I3B32tgpo. (9) Відповідно максимальна вага маси дози випуску обваленої корисної копалини (сів тях) становить Мінімально-допустиму товщину окремого блоку ПС визначають в середній частині покладу Ь, на ДІЛЯНЦІ найбільшого гірничого тиску 11, при максимальному оголенні в г. Окремий блок ПС зазнає навантаження від своєї' ваги Р{ \ ваги стовба обвалених порід Р2, в межах склепіння обвалення 12, таким чином *М ~ ппл Ті Л Рг=У2Наі/, (11) де НСБ - Еисота склепіння обвалених порід над покладом, шо відробляється, м; / - одинична ширина окремого блоку, яка дорівнює 1 м. Таким чином загальне навантаження Р = Pj + Р2. Прийнявши для спрощення Нда = 0,8 В6л, а В6л = пв^ де Вад - ширина очисного блока, м. Тоді Значення максимального моменту в середній частині прольоту оголення в2 одного блоку плаваючої стелини визначають по формулі 2 1 в Рв 1 М«« - д - д( Ті Ь*„ +У г 0.8п в г ) в£ . (із) Умова міцності двоопорної балки довжиною (в2), має вигляд ^ М І (14) ~ максимальний згинаючий момент, визначають як суму моментів від кожного навантаження на прольоті в3 М а а -У і Ь п^/ в+ О ф ї Б^ /б , (15) \VH o - момент опору поперечного перерізу окремого блоку стелини, рівняється W ^ n / 6 . , , (16) Навантаження на кожну ділянку ПС (див. фіг. 6) залежить від місця її розташування в межах очисного блоку. З урахуванням цього, підставивши в формулу (16) величини, що в неї входять і перетворивши її відносно hro одержимо 0,75rt B|± Ж5622уїв Аг + 2,4пуг[ар]в де п - кількість стелин на поперечному перерізі, змінюється від 2 до 4. Ураховуючи підривний спосіб відбійки корисної копалини, для збереження стійких властивостей окремого блоку, мінімальнодопустима товщина плаваючої стелини повинна задовольняти умові hnn^5WCKB., (ІЗ) де W^ - лінія найменшого опору при відбійці свердловинами- м. Прийнявши, як вюсщні дані, властивості рудного масиву, характерні для Кривбасу, одержимо залежність міншально-допустимої товщини окремого блоку стелини (hnn) від прольоту оголення в 21 допустимого напруження на розтяг [oj. к і Так, при [су = ЗО кг/см* Ї змінюванню прольоту оголення (ъ2) від 5 до 20 м мінімально-допустима товщина стелини збільшується з 1,4 до 12,2 м. Моделювання випуску залізної руди, виконане на моделі в маштабі 1 ; і 00, (фіг. 7) підтвердило закономірності формування зони випуску під плваючою стелиною із окремих блоків і розрахункові показники добування чистої руди до початку розубожування. При висоті обваленого шару "Нб" 50 м добування чистої руда до початку розубожування склало 80,4%, шо перевищує фактичні показники на 25 - 30%. Втрати руди, з урахуванням добування 50% запасів ПС, в цілому по очисному блоку досягають 10- 1 2%, що на S - 10% нижче фактичних. Зкономічний ефект визначають по формулі Э - ((Цп - Зн) - (Цк - Зп)) А , (19) Розрахунок виконаємо дая умов Кривбасу: Ці =20,0 грн. при вмісту заліза 58%, Цв = 23т0 грн. при вмісту заліза 61%; Зп — 18,0 грн.; Зн = 18,5 трн. (збільшення витрат за рахунок додаткових свердловин по Еідрізді стелини); А = 3,0 млн ті рік. Підставивши фактичні дані Е формулу (19) визначено економічний ефект Э = ((21 - 18,5) - (20 - 18)) х 3,0 х ю6 = 1500000 грн. ПНТОМІІН розрахунковий економічний ефект складає 0,5 грн./і. Спосіб розробки родовищ корисних Kona;iWH иШГ'О&СЇ, Автори Бизов В. Ф. Сторчак С. О. Щелканов В. О. Хівренко О. Я. Череднічєнко О. Вітряк В. О. Желдаков Г. С Карамансць Ф. Спосіб розробки родовищ корисних копалин cbie. З Автори Вызов В. Ф. СторчакС.О. Щелканов В. О. ХівренкоО.Я. Черсднічснко О.С Вітряк В. О. Желдаков Г. С. s Караманець Ф. І. аб розробки родовищ корисних копалин па ФігА / / / / Л/ / S Ґ/ В. Ф. Автори Бизов Сторчак С О. Щелканов В. О. Хівренко О. Я. Чередніченко 0. Є. Вітряк В. О. Желдаков Г. С Караманець Ф. І. А . Спосіб розробки родовищ корисних копалин ..фіг . Є. Автори Бизов В. Ф. СторчакС.О. Щелканов В. О. Хіврснко О. Я. Череднічснко О. Є. Вітряк В. О. Желдаков Г. С Караманець Ф. І. іг /з Спосіб розробки родовищ корисних копалин о Сріг/7 Автори Бизов В. Ф. Сторчак С О. Щслканов В. О. Хівренко О. Я. Чередніченко О. Є. Вітряк В. О. Желдаков Г. С Караманець Ф. 1.