Спосіб підземної розробки рудних покладів

Корисна модель відноситься до гірничої промисловості і може бути використана при підземній розробці потужних рудних покладів на великих глибинах, в умовах, що характеризуються високим гірським тиском. Відомий спосіб розробки рудних покладів, що включає проходку підготовчих, нарізних і очисних виробок, утворення компенсаційної щілини, розбурення рудного масиву глибокими свердловинами, їх зарядження й обвалювання на компенсаційну щілину, утворення воронок у верхній частині дучок, послідовний випуск руди [М.И. Агошков, С.С. Борисов, Β.Α. Боярский Разработка рудных месторождений. - М.: Недра. - 1983. - С. 134-135]. Недоліком відомого способу є те, що при розробці рудного масиву глибокими свердловинами відбійка руди ведеться послідовно у протилежні напрями від компенсаційної щілини від центра панелі до її флангів без урахування напружено-деформованого стану рудного масиву, що веде до збільшення бурових робіт і вибухових речовин. Найбільш близьким технічним рішенням, обраним за прототип, є спосіб підземної розробки рудних покладів, що включає проходку підготовчих, нарізних і очисних виробок, утворення компенсаційної щілини, розбурення рудного масиву глибокими свердловинами, їх зарядження і короткосповільним обвалюванням на компенсаційну щілину секціями, утворення воронок у верхній частині дучок, послідовний випуск руди із камери [Патент 3255 Україна Е21С4 1/00 Спосіб підземної розробки рудних покладів./ Ф.І. Караманіц, B.C. Річко, В.Я. Тарапата, О.С. Чепела, В.В. Рябець, Ю.Ю. Кривенко №20040706312; Заявл. 28.07.2004; Опубл. 15.10.2004, Бюл. №10]. Недоліком такого способу є те, що технологічно не врахована можливість відбійки на всю висоту вертикальної щілини у блоці. Відбійка руди регламентується розташуванням глибоких свердловин без урахування впливу гірського тиску, напряму і параметрів головних напруг у рудному масиві. Задачею корисної моделі є удосконалення способу розробки рудних покладів за рахунок збільшення висоти блока і урахування впливу напруженого стану рудного масиву при визначених оптимальних параметрах секцій у вертикальній і горизонтальній площинах під час їх обвалювання глибокими свердловинами. Це дозволяє збільшити запас руди у блоці, зменшити обсяг бурових робіт, знизити кількість вибухової речовини і, відповідно, собівартість підземного видобутку руди за рахунок зменшення величини і напряму напруг при розвантаженні рудного масиву. Поставлена задача вирішується за рахунок того, що спосіб підземної розробки рудних покладів включає проходку підготовчих, нарізних і очисних виробок, утворення компенсаційної щілини, розбурення рудного масиву глибокими свердловинами, їх зарядження і короткосповільним обвалюванням на компенсаційну щілину секціями, утворення воронок у верхній частині дучок, послідовний випуск руди із камери. Відповідно до корисної моделі, розбурюють над камерою потолочину або рудний масив до контакту з налягаючими породами, потім із середини камери від кровлі і вверх, послідовно підривають глибокі свердловини і утворюють вертикальну розвантажувальну щілину шириною 2w , де w - лінія найменшого опору (ЛНО) w = 114 × k × d d × Dв ,м f × Dq × m f - коефіцієнт міцності руди; k - коефіцієнт при f10; m - коефіцієнт зближення зарядів, що дорівнює 0,8-1,0; d - щільність зарядження свердловини, т/м3; d - діаметр свердловини, м; Dв = 0,71 = 1,6d для зерногрануліта 79/21 В і грануліта АС-8 - коефіцієнт відносної потужності ВР. Dq = d 0,085 рівномірності розподілу ВР у відбиваємому шарі. Після цього розвантажувальну щілину розширюють одночасно з двох її сторін до флангів від вільних поверхонь: вертикальної, яка дорівнює довжині камери, висотою не менше лінії найменшого опору, шириною, яка дорівнює лінії найменшого опору, і горизонтальної, що дорівнює довжині камери, шириною не менше лінії найменшого опору, висотою, яка дорівнює лінії найменшого опору. Заявлений спосіб ілюструється схемами, де на Фіг.1 показано вертикальну проекцію по простяганню покладу; на Фіг.2 - розріз по А-А; на Фіг.3 - розріз по Б-Б; на Фіг.4, 5 показано 1 та 2 стадії обвалювання секцій у вертикальній і горизонтальній площинах. Заявлений спосіб розробки рудних покладів здійснюють таким чином. У рудному масиві проходять господарські 1, вентиляційні 2, вентиляційно-ходові 3, доставочні 4 виробки, дучки 5. Розбурюють рудний масив глибокими свердловинами, які заряджають і обвалюють на утворені воронки у верхній частині дучок 5. Після обвалювання масиву проводять випуск відбитої руди до рівня запобіжної подушки при виникненні повітряних ударів у результаті масовогообвалювання рудного масиву. Після випуска руди утворюється камера 6. Із бурової виробки 7 розбурюють потолочину 8 або до контура з налягаючими породами глибокими свердловинами 9 рудний масив. Потім із середини камери 6, починаючи з кровлі 10 і вверх послідовно короткоповільним підриванням глибоких свердловин 9, утворюють вертикальну розвантажувальну щілину 11, ширина якої дорівнює 2w. Значення w визначають за формулою: d × Dв ,м f × Dq × m де w - лінія найменшого опору (ЛНО), м; f - коефіцієнт міцності руди; w = 114 × k × d k - коефіцієнт при f10; m - коефіцієнт зближення зарядів, що дорівнює 0,8-1,0; d - щільність зарядження свердловини, т/м3; d - діаметр свердловини, м; Dв = 0,71 = 1,6d для зерногрануліта 79/21 В і грануліта АС-8 - коефіцієнт відносної потужності ВР. Dq = d 0,085 рівномірності розподілу ВР у відбиваємо му шарі. Створення розвантажувальної компенсаційної щілини 11 призводить до утворювання вертикальної 12 і горизонтальної 10 вільних поверхонь, що майже увесь рудний масив переходить у стан одноосьового стиснення і s розтягнення. У області вільної вертикальної поверхні найбільша головна напруга ( 1 ) дорівнює міцності масиву на одноосьове стиснення високого зразка. Після цього розвантажувальну щілину 11 розширюють одночасно з двох її сторін до флангів від вільних поверхонь. Реалізація схем короткоповільного підривання з визначеними розмірами секцій: вертикальної на усю довжину камери L, висоту H ³ W , ширину W, і горизонтальної довжини камери L, ширину K ³ W , висоту W, визиває появу у відбиваємому масиві зон дії ростягуючих напруг, що знижують енергоємкість руйнування. На Фіг.4, 5 показано перша і друга стадії обвалювання секцій у вертикальній і горизонтальній площинах. Для одноосьового навантаження зразків рудний масив можна оцінювати відношенням: s cm » 10 sp , s cm де - межа міцності порід на одноосьове стиснення; sp - межа міцності порід на розтягання. s » s1 У нашому випадку cm . Тоді відносна енергоємкість руйнування буде W = s cm / s p 2 » 10 2 Wp . Це означає, що витрати при розтяганні приблизно у 100 разів менше, ніж при стисненні. Дослідження способу показали, що урахування величини і напряму найбільших напруг при розвантаженні рудного масиву дозволяє зменшити обсяг бурових робіт і знизити кількість вибухової речовини. ( )