Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Состояние изученности вопроса и анализ факторов, определяющих выбор технологии разработки 14
1.1. Геологическая характеристика месторождений Стрельцовского рудного поля 14
1.2. Состояние изученности проблемы 20
1.2.1. Анализ факторов, определяющих оптимальную технологию разработки 21
1.2.2. Анализ использования комплексов горношахтного оборудования и схем отработки при добыче скальных урановых руд 23
1.3. Постановка задач исследования 32
Глава 2. Разработка современной технологии добычи скальных урановых руд на месторождениях стрельцовского рудного поля 33
2.1. Методика оценки вариантов производства природного урана 34
2.2. Результаты сравнения вариантов и выбор областей применения наиболее эффективных вариантов производства природного урана 42
2.3. Совершенствование нисходящей слоевой выемки с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью 54
Глава 3. Совершенствование технологии закладочных работ 64
3.1. Управление процессом намыва песчано-гравийной смеси, используемой для приготовления твердеющей закладки 64
3.2. Приготовление твердеющей закладки с использованием золы-уноса ТЭЦ 75
3.3. Оценка устойчивости искусственной кровли и выбор вида и параметров крепи 86
Глава 4. Обоснование рационального комплекса очистного оборудования для отработки рудных тел 103
4.1. Определение основных параметров способа разработки крутопадающих маломощных рудных тел системой нисходящих горизонтальных или слабо наклонных слоев с твердеющей закладкой 103
4.2. Обоснование параметров крепи кровли нижнего слоя при КДВ 108
4.3. Оценка разубоживаиия руды для комбинированной двухслойной выемки при использовании различных типоразмеров горного оборудования 111
4.4. Определение типоразмера горного оборудования при отработке мощных рудных тел горизонтальными слоями с твердеющей закладкой по условию устойчивости кровли 115
4.5. Определение параметров системы разработки влияющих на выбор комплекса забойного оборудования при отработке маломощных рудных тел по экономическим критериям 117
4.5.1. Основные параметры системы разработки нисходящими горизонтальными слоями с твердеющей закладкой 117
4.5.2. Определение критериев показателей системы разработки по предельным затратам подготовки блока и эксплуатационным расходам... 118
4.6. Особенности отработки маломощных пологих залежей 120
4.7. Методика выбора оптимального комплекса горношахтного оборудования применительно к условиям разработки скальных урановых руд месторождений Стрельцовского рудного поля 121
4.8. Составы очистных комплексов для отработки маломощных рудных тел в скальных породах месторождений Стрельцовского рудного поля 132
4.9. Способ подготовки блока с использованием самоходного оборудования 143
4.10. Результаты практического внедрения образцов передовой техники на рудниках Объединения 149
4.10.1. Технические особенности внедрения новой техники 149
на рудниках Объединения 149
4.10.2. Обеспечение радиационной безопасности рабочих при добыче урановой руды за счет использования новой техники 151
4.10.3. Оценка эффективности применения новых очистных комплексов на Урановом горнорудном управлении 153
4.10.4. Расчет необходимого количества узкозахватных очистных комплексов оборудования для условий 2006 г 157
Заключение 160
Библиографический список использованной литературы 162
Приложения 172
- Анализ использования комплексов горношахтного оборудования и схем отработки при добыче скальных урановых руд
- Совершенствование нисходящей слоевой выемки с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью
- Приготовление твердеющей закладки с использованием золы-уноса ТЭЦ
- Обоснование параметров крепи кровли нижнего слоя при КДВ
Введение к работе
Являясь сегодня крупнейшим производителем природного урана в России, Открытое акционерное общество «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» (ОАО «ППГХО») представляет фактически горнодобывающую урановую отрасль страны. Поэтому сохранение предприятия отвечает интересам государства в целом.
Переход от плановой экономики к рыночным отношениям потребовал пересмотра концепции рентабельности производства. Вхождение России в мировой рынок налагает на производителя жесткие требования к качеству производимой продукции и диктует уровень цены, а значит и уровень себестоимости этой продукции. Невыполнение этих условий чревато производителю банкротством. Особенно это касается горных и рудоперерабатывающих предприятий, многие из которых при плановой экономике были планово-убыточными и поддерживались государством. В условиях рыночных отношений любое предприятие может рассчитывать только на собственные силы, а потому, чтобы выжить, вынуждено искать пути снижения себестоимости производства товарной продукции.
Широко применяемая на ОАО «ППГХО» технология добычи руды, основанная на применении нисходящей слоевой выемки с закладкой выработанного пространства имеет свои положительные стороны:
гибкость, позволяющая отрабатывать сложные по строению рудные тела с минимальными потерями;
создание безопасных условий труда при отработке неустойчивых руд;
снижение радоновыделения за счет изоляции выработанного пространства твердеющей закладкой.
В то же время добыча руды данной системой ведется с высокой себестоимостью, так как затраты на закладку выработанного пространства составляют до 45 % от общих затрат на ведение очистных работ. Кроме этого, применяемая при погрузочно-доставочных работах техника отечественного производства не позволяет снизить разубоживание при отбойке маломощных
7 рудных тел.
Таким образом, возникла сложная и безусловно актуальная научно-техническая проблема, имеющая большое значение и потребовавшая создания новых принципов управления технологическими процессами при добыче скальных урановых руд, разработки технологии добычи, позволяющей снизить эксплуатационные затраты при ведении очистных работ.
Объектом исследований являются месторождения скальных урановых руд Стрельцовского рудного ПОЛЯ
Предмет исследований: системы разработки урановых руд, технология закладочных работ, комплексы машин и механизмов для очистной выемки.
Целью работы является совершенствование технологии разработки маломощных скальных рудных тел, позволяющей снизить себестоимость ведения очистных работ.
Идея работы. Повышение эффективности разработки скальных урановых руд достигается путем использования нового способа отработки крутопадающих маломощных рудных тел сдвоенными по высоте слоями, применением комплекса управления закладочными работами и обеспечением устойчивости искусственной кровли, эксплуатацией на очистных работах рациональной забойной самоходной техники'; и определяется конструктивными особенностями применяемой системы разработки.
Основные задачи исследования:
1. Обоснование и разработка способа добычи скальных урановых руд при
отработке маломощных рудных тел, позволяющего снизить эксплуатационные
затраты.
2. Разработка конструктивных элементов нового способа системы
отработки скальных урановых руд.
3. Совершенствование технологии закладочных работ.
4. Обоснование выбора погрузочно-доставочной и буровой техники
применительно к конструктивным элементам предлагаемой системы
разработки.
Методы исследования.
Сбор, систематизация и анализ результатов отработки скальных
8 урановых руд различными системами разработки, выбор наиболее экономичных способов добычи и закладки.
Постановка, лабораторных и промышленно-эксперементальных работ по отработке урановых руд месторождений Стрельцовского рудного поля различными системами и с применением различных типов бурового и погрузочно-доставочного оборудования, лабораторные и промышленно-экспериментальные работы по совершенствованию параметров закладочных работ.
Широко использован метод аналитических исследований. Проверка результатов аналитических исследований осуществлялась путем сопоставления расчетных данных с экспериментальными и фактическими данными по эксплуатации. При математическом планировании экспериментов использовался метод крутого восхождения. При выполнении работы использованы методы математической статистики и экономико-математического моделирования.
Защищаемые научные положения.
1. Новый способ отработки крутопадающих маломощных рудных тел в
устойчивых и средней устойчивости породах сдвоенными по высоте слоями
позволяет снизить эксплуатационные затраты за счет уменьшения
разубоживания, объемов нарезных и закладочных работ.
2. Комплекс управления процессом ведения закладочных работ,
включающий подготовку песчано-гравийной смеси, приготовление
закладочной смеси, ее транспортировку и укладку с рекомендуемыми
параметрами обеспечивающий безопасность горных работ и снижение затрат
на выемку руды.
3. Рациональный комплекс самоходного горношахтного оборудования
определяется конструктивными особенностями применяемой системы
разработки и схемой подготовки и отработки руд, позволяющей повысить
коэффициент использования оборудования и снизить эксплуатационные
затраты.
ДОСТОВЕРНОСТЬ НАУЧНЫХ ВЫВОДОВ, ПОЛОЖЕНИЙ И РЕКОМЕНДАЦИЙ подтверждается:
- представительностью исходных данных: проведен анализ отработки
рудных тел различными системами разработки по 86 (420 слоев и подэтажей)
эксплуатационных блоков;
результатами опытно-промышленных и экспериментальных исследований проведенных по 12 эксплуатационным блокам за период 1997 -2001 гг.;
- большим объемом эксплуатационных работ по добыче руд
предлагаемой технологией (25 тыс. м /год) за период 2001 - 2005 гг.;
результатами экономического анализа проведенных опытно-промышленных и промышленных работ.
Научная новизна работы.
Научно обоснован, разработан и реализован в масштабах крупного горнодобывающего предприятия новый способ отработки крутопадающих маломощных рудных тел в устойчивых и средней устойчивости породах сдвоенными по высоте слоями, отличающийся тем, что заходки проходятся по простиранию рудных залежей с выемкой рудных тел из незаложенных очистных заходок нижнего слоя..
По технологии закладочных работ впервые установлены эмпирические зависимости:
содержания глинистых и илистых включений в инертном заполнителе закладочной смеси при ее намыве от геометрических параметров гидроотвала, расстояния до водосборного колодца гидроотвала при его намыве;
прочности закладочной смеси и ее реологических свойств (водоотделения, предельного сопротивления сдвига, коэффициента расслаиваемости) от удельных расходов цемента и золы ТЭЦ;
нормативной прочности закладки от ширины обнажения искусственной кровли для равнопрочного и разнопрочного массивов и изменения коэффициента неоднородности формирования закладочного массива от длины закладываемых секций;
коэффициента слоистости закладочного массива от количества плоскостей ослабления;
плотности установки крепления и его допустимого отставания от груди забоя от коэффициента устойчивости искусственной кровли;
расхода цемента при заданном расходе золы-уноса ТЭЦ для равнопрочной и разнопрочной закладки.
По технологии очистных работ:
разработана формула определения толщины затяжки при креплении кровли очистных выработок для КДВ;
предложена формула определения экономической целесообразности применяемых параметров системы разработки;
разработана классификация очистных комплексов для отработки скальных руд месторождений Стрельцовского рудного поля.
Практическую значимость представляет:
- внедренный в производство способ комбинированной двухслойной
выемки (КДВ) маломощных рудных тел;
- рекомендации по определению горно-геологических условий применения
КДВ;
доказано, что тепловое покрытие быстротвердеющими полимерными смолами можно применять в качестве средства от промерзания ПГС на гидроотвалах;
рекомендации по созданию технологий механической и химической активации золы-уноса ТЭЦ при проектировании закладочных комплексов;
- схема оптимального комплекса управления процессом ведения
закладочных работ;
технологические параметры закладочных работ и составы твердеющей закладки с использованием местных сырьевых материалов, позволяющие обеспечить устойчивую искусственную кровлю для системы разработки нисходящими горизонтальными слоями с твердеющей закладкой.
схема поддержания устойчивости искусственной кровли;
- рекомендуемые составы очистных комплексов горных машин
применительно к условиям рудников ОАО «ППГХО»;
- способ подготовки эксплуатационных блоков под нисходящую слоевую
11 выемку с использованием самоходного горношахтного оборудования.
Реализация исследований. Результаты исследований автора внедрены в практику проектирования и строительства рудников, а также используются при эксплуатации и освоении месторождений Стрельцовского рудного поля.
По результатам проведенных расчетов выполнено перспективное планирование производства природного урана на период до 2010 года по ОАО Приаргунскому производственному горно-химическому объединению.
Полученные в 2001 - 2005 гг. результаты производственной деятельности по выпуску урановой продукции показали, что внедрение новой технологии добычи урановых руд позволили получить экономию в 40,6 млн. р. по сравнению с традиционной технологией.
Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались:
в 2001 - 2005 г. на ежегодных научно-технических советах ОАО «ППГХО» по рассмотрению итогов исследовательских работ по совершенствованию систем разработки урановых руд Стрельцовского рудного поля;
на научно-практической конференции Читинского геологического управления Комитета природных ресурсов по Читинской области и Агинскому Бурятскому автономному округу в 1999 г.
на четвертой научно-технической конференции Горного института Читинского государственного технического университета в 2003 г.;
на шестой научно-технической конференции Горного института Читинского государственного технического университета в 2005 г.;
Публикации. По результатам выполненных работ опубликовано 17 статей (в т.ч. получено 2 патента и 1 авторское свидетельство на изобретения, а также решение ФИПС о выдаче патента), написано 11 отчетов, составлено 10 стандартов предприятия.
Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, 4 глав и заключения, содержит 171 страницу машинописного текста, 18 таблиц, 63 рисунка, список использованной литературы из 94 наименований, 23 приложения.
В главе № 1 дана краткая геологическая характеристика месторождений Стрельцовского рудного поля. Проанализированы состояние изученности проблемы управления качеством ведения очистных работ, методики оптимизации качественных показателей добычи богатых урановых руд, поставлены задачи исследований.
В главе № 2 дан анализ применяемых систем разработки месторождений Стрельцовского рудного поля, обоснован выбор новой технологии добычи урановых руд, даны конструктивные параметры предлагаемой системы разработки, сделаны рекомендации по использованию разработки.
В главе № 3 приведены результаты исследований по совершенствованию технологии закладочных работ, включающие оптимизацию параметров добычи и подготовки инертного заполнителя, составы закладочных смесей, методику оценки устойчивости искусственной кровли и выбор видов и параметров ее крепи.
В главе № 4 изложена методика выбора оптимального комплекса горношахтного оборудования применительно к конструктивным параметрам системы разработки, предложен оптимальный комплекс при отработке запасов нисходящей слоевой выемкой с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью и предлагаемой новой технологией, даны рекомендации по практическому применению выбранных комплексов.
Работа выполнена в процессе комплексного изучения результатов разработки сложпоструктурных месторождений урановых руд Стрельцовского рудного поля под руководством д.т.н. Овсейчука В.А. в 1998-2005 г.г. по целевой программе «Уран России» и государственному контракту № 528.02.3.1.29/10-05/2634, утвержденному Министерством атомной энергии.
В вопросах переработки урановых руд автор пользовался консультациями д.т.н. Литвиненко В.Г.
При технико-экономической оценке систем разработки урановых руд, строительства урановых рудников использованы рекомендации и консультации д.т.н. Култышева В.И., Мишарина А.И.
13 Автор приносит искреннюю благодарность всем, кто помог в проведении исследований, сборе информации, оформлении материалов по тематике диссертации.
Личный вклад автора состоит в
обобщении отечественного и зарубежного опыта совершенствования технологии добычи скальных руд;
участии в разработке методик, проведении, обработке и анализе результатов исследований по разработке способа отработки крутопадающих маломощных рудных тел, комплекса управления процессом ведения закладочных работ, выбором оптимального комплекса горношахтного оборудования для условий Стрельцовского рудного поля;
-разработке нормативно-технической документации, обосновании области применения, внедрении и технико-экономической оценке технологических схем совершенствования технологии добычи скальных урановых руд.
Анализ использования комплексов горношахтного оборудования и схем отработки при добыче скальных урановых руд
Как указывалось выше, наиболее распространенной системой при разработке скальных урановых месторождений является «нисходящая слоевая выемка с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью», которая благодаря своей гибкости позволяет вынимать с минимальными потерями и разубоживанием ценную урановую руду. Данной системой отрабатываются крутопадающие рудные тела штокверковой, линзообразной, жильной формы с высоким содержанием урана (рис.6, 7).
Отбойка руды производится буровзрывным способом. Применяется пневмоударное буровое оборудование типа: буровые колонки ЛКР-14; перфораторы ПП-40, ПП-54, ПТ-36, ПТ-45; буровые каретки БК-2П; УШБ-221П;2УБН-2П. Особенность системы разработки нисходящими горизонтальными или слабонаклонными слоями с твердеющей закладкой, получившей наибольшее применение при отработке урановых руд Стрельцовского рудного поля, состоит в том, что очистные работы в заходках осуществляют под искусственной кровлей, образованной в процессе отработки и закладки вышележащего слоя.
При добыче весьма ценных руд предпочтение этой системе разработки отдано в связи с тем, что неустойчивость рудного массива (из-за нарушенности тектоническими трещинами) не позволяет вести очистную выемку с применением самоходной техники под естественной кровлей с приемлемыми технико-экономическими показателями. На рис. 6 и 7 показаны типовые для рудников «ППГХО» схемы отработки урановых руд системой нисходящих горизонтальных слоев с твердеющей закладкой при фланговой и центральной схеме подготовки и закладки заходок.
Подготовка залежи осуществляется вентиляционным (4) и откаточным (12) и штреками. Далее проходятся вентиляционный (5) и откаточный (11) орты, которые могут быть тупиковыми или оформлены петлевыми заездами. Из откаточного орта проходят материально-ходовые восстающие (17) и рудоспуски (9), в откаточном орту оформляют перегрузочную площадку (16) для обеспечения блока лесоматериалами.
Выше вентиляционного горизонта (4) на 8 - 15 м параллельно линии простирания рудных тел (залежей) проходят закладочный штрек (2), который сбивают с закладочной скважиной (1). Закладочный штрек, по которому прокладывается закладочный трубопровод, служит для обеспечения очистных блоков твердеющей закладкой. В зависимости от пространственного расположения подготовительных выработок блока и контуров рудного тела при необходимости проходят закладочные орты (13), которые сбивают с вентиляционно-закладочными восстающими (3). В некоторых случаях, когда закладочный штрек пересекает вентиляционно-закладочные восстающие, проходка закладочных ортов не требуется.
Отработку блока начинают с верхнего слоя, который располагают на уровне вентиляционного горизонта. Отработку запасов, исходя из требований безопасного ведения работ, можно вести несколькими подэтажами, в практике, как правило, - двумя. Но при условии естественной устойчивости вмещающих пород и руд, прежде всего, от сейсмического воздействия взрыва на смежных подэтажах, допускается одновременная работа и трех подэтажей. Работы на рабочем (очистном) слое начинают с проходки в крест простирания рудных тел слоевого орта (10), в результате чего рабочее пространство обеспечивается вентиляцией по вентиляционно-ходовому (17) или по материально-вентиляционному восстающему. Далее, после прокладки коммуникаций для обеспечения рабочего слоя электроэнергией, сжатым воздухом, вентиляцией начинают развитие очистных работ.
Руда отрабатывается горизонтальными или слабо наклонными заходками (8) путем мелкошпуровой отбойки с использованием распорных колонок типа ЛКР-1У или буровых самоходных кареток.
Отгрузка и транспортировка отбитой горной массы в рудоспуски (9) осуществляется самоходными ковшовыми погрузочно-доставочными машинами на пневмоколесном ходу. Для разделения руды и породы в стадии отгрузки и транспортировки предусматривается наличие двух или более рудоспусков. Испытывался способ забойной сортировки руды на сорта в зависимости от содержания урана с отгрузкой в различные рудоспуски, но в практике данный способ не получил применения по техническим и организационным причинам.
Погашение выработанного пространства осуществляется жидкой твердеющей смесью по трубопроводу путем ее подачи в отработанные заходки, разделенные на секции (7). Уклон очистных заходок по направлению подачи закладки в интервале 1- -3 необходим для обеспечения полноты закладки выработанного пространства.
После достижения необходимой прочности закладки для выемки нижележащих запасов руды осуществляется зарезка нового слоя. Она выполняется различными способами, в зависимости от размеров применяемого оборудования. Так, например, при использовании МПДН-1М зарезку могут проводить из рудоспуска, при использовании ПД-2Э и буровых кареток зарезку выполняют из специально пройденного наклонного съезда.
Из рудоспусков руда с помощью вибропитателей выгружается в вагоны и транспортируется электровозами в рудничный двор выдачных стволов. Выдача горной массы осуществляется клетьевым подъемом, который позволяет осуществлять разделение руды на сорта при вагонеточной сортировке с помощью радиометрических контрольных станций.
При варианте центральной схемы подготовки заходок и подачи закладки (рис. 7) закладочный трубопровод выводится на слоевой орт. При этом сокращаются объемы проходки специальных закладочных выработок, но затрудняется организация закладочных работ из-за совмещения очистных и закладочных работ в одном слоевом орту. Кроме того, становится затруднительным устройство камеры сброса для аварийного выпуска закладочной смеси из-за совмещения работ по откатке горной массы из рудоспусков и обеспечения очистного блока материалами.
Совершенствование нисходящей слоевой выемки с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью
Поиск путей снижения себестоимости добычи урановой руды привел к разработке варианта слоевой выемки, характеризующийся более технологичными параметрами по сравнению с традиционной системой. Автором разработан «Способ разработки совместно залегающих крутопадающих маломощных рудных тел в устойчивых и средней устойчивости породах» на который получен патент РФ №2209972 [28]. Данный вариант слоевой системы отличается повышенной высотой слоя и частичной закладкой выработанного пространства. Известен способ разработки маломощных рудных тел слоевой выемкой полезных ископаемых в восходящем и нисходящем порядке с полной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями [29]. Недостатком данного способа является необходимость проходки на каждом слое нарезных выработок вкрест простирания рудных тел, а также повышенное разубоживание руды при выемке маломощных рудных тел, определяемое габаритами применяемого оборудования. Наиболее близким техническим решением является способ разработки крутопадающих маломощных рудных тел слоевой выемкой в нисходящем и в восходящем порядке с отработкой верхнего слоя до закладки выработанного пространства [30]. Недостатком данного способа является большая трудоемкость возведения выдвижной рамной крепи, используемой для крепления очистного пространства при выемке запасов верхнего слоя, когда высота очистного пространства становится равной высоте двух слоев. Цель настоящей разработки - снижение затрат на добычу полезного ископаемого за счет увеличения интенсивности выемки очистного блока в результате сокращения объемов нарезных работ и снижения разубоживания руды при отбойке.
Поставленная цель достигается тем, что после отработки запасов верхнего слоя нарезные выработки вкрест простирания рудных тел проходят ниже почвы сдвоенного по высоте отработанного слоя на расстоянии, равном двойной высоте слоя, с высотой нарезной выработки, равной высоте очистной заходки. Рудные тела на слое с нарезными выработками отрабатывают очистными заходками по простиранию залежи. До погашения выработанного пространства очистных заходок твердеющей смесью, рудные тела верхнего сдоя селективно отбивают из этих заходок, и горнорудная масса временно оставляется в очистном пространстве. С навала горнорудной массы на границах между слоями устанавливают подвесную предохранительную крепь. Уборку временно оставленной горнорудной массы производят после окончания отбойки рудных тел верхнего слоя и установки предохранительной крепи. В последнюю очередь вынимают рудный целик верхнего слоя, оставляемый над нарезной выработкой. Ширину рудного целика определяют в зависимости от ширины нарезной выработки, длины применяемой погрузочно-доставочной машины, высоты слоя и угла естественного откоса отбитой руды. Способ осуществляют следующим образом: » «на рис. 22 показан разрез вкрест простирания совместно залегающих крутопадающих маломощных рудных тел в устойчивых и средней устойчивости породах в стадии отработки очистных заходок; на рис. 23 (разрез А-А по простиранию рудного тела), на котором показана стадия бурения и взрывания шпуров ] и 2 лент, крепления очистного пространства верхнего слоя расстрелами в возможных местах образования заколов; на рис. 24 (разрез Б-Б) изображена стадия крепления очистного пространства и отгрузка горной массы; W на рис. 25 (разрез В-В) приведена стадия погашения выработанного пространства нижнего слоя и отбойки запасов рудного целика над слоевым ортом.
Участок совместно залегающих крутопадающих маломощных рудных 0 тел в устойчивых и средней устойчивости породах по высоте этажа отрабатывают слоевой выемкой сдвоенными по высоте слоями в нисходящем порядке, для чего после отработки запасов верхнего слоя между восстающими (1) и рудоспусками (2) вкрест простирания рудных тел проводят нарезную выработку (3) ниже почвы отработанного слоя на расстоянии, равном двойной высоте слоя с высотой нарезной выработки, равной высоте очистной заходки (4). Рудное тело 5 верхнего слоя отбивают селективно из выработанного пространства очистных заходок (4) взрыванием шпуров (6) и временно оставляют в выработанном пространстве очистных заходок (4). Крепление кровли нижнего слоя производят после отбойки запасов верхнего слоя с навала отбитой и временно оставленной горнорудной массы (7) применением «расстрелов» или подвесной крепи (8) на крючьях со сплошной затяжкой. Временно оставленную горнорудную массу (7) отгружают погрузочно-доставочной машиной (10) под защитой предохранительной крепи (8). Далее устанавливают закладочные перемычки (11), и через закладочные трубопроводы заполняют выработанное пространство очистных заходок твердеющей смесью (12).
Приготовление твердеющей закладки с использованием золы-уноса ТЭЦ
Автором проведены исследования и разработаны составы приготовления твердеющей закладки с использованием золы-уноса ТЭЦ [36, 37,38,43,44]. Наиболее перспективным направлением снижения расходов цемента на твердеющую закладку является использование цементно-зольных вяжущих на основе золы-уноса от сжигания энергетических углей на тепловых электростанциях. Для твердеющей закладки и бетонов используется только зола, улавливаемая электрофильтарми, так как после мокрого удаления залы она теряет свои вяжущие свойства. Зола-унос представлена преимущественно изотропным материалом, подобным стеклу гранулированного шлака. Наличие в ней кварца, глинозема, кальцита, а также скоплений кристаллов гидросиликатов и гидроалюминатов кальция обуславливает способность зольных отходов вступать в химическую реакцию с другими минеральными добавками. В результате взаимодействия гидрата оксида кальция со стеклофазой золы образуются гидратные новообразования, обеспечивающие прочность цементного камня [29]. Для обеспечения необходимых реологических свойств и прочности закладки, удовлетворяющих условиям трубопроводного транспорта, потребовалось увеличить содержание в закладочной смеси тонкодисперсных материалов, в качестве которых использована зола ТЭЦ. Автором были проведены исследования влияния золы-уноса на прочностные и реологические свойства закладки. По результатам лабораторных и опытно-промышленных работ установлены корреляционные связи и проведена их оценка.
Аппроксимация функциональных зависимостей проведена методом наименьших квадратичных отклонений где а - прочность образцов закладки на одноосное сжатие; queM - изменяемый фактор (расход цемента М-400 в составе твердеющей закладки). Наибольший коэффициент корреляции полученных автором зависимостей прочности образцов закладки (о) от удельного расхода цемента ІЯцем) при фиксированных расходах золы-уноса в пределах исследуемых параметров дает корреляционное приближение по функции где а и b - коэффициенты уравнения, полученные по вышеприведенному алгоритму, устанавливающие связь между прочностью закладки и расходом цемента. По результатам приближения экспериментальных данных к корреляционным функциям методом наименьших квадратичных отклонений [39]автором получены следующие эмпирические зависимости (табл. 10). Примечания. У - зола-унос, получаемая при сжигании углей Уртуйского месторождения; И - зола-унос, получаемая при сжигании углей Ирша-Бородинского месторождения (Красноярская ТЭЦ-1). Коэффициент корреляции эмпирических зависимостей к фактическим результатам поставленных опытов свидетельствует о высокой степени приближения полученных функций. Преобразовав путем логарифмирования полученные зависимости (табл. 10) автором получены функции удельного расхода цемента от задаваемой прочности закладки (табл. 11). Используя полученные автором эмпирические зависимости удельного расхода цемента (q,,e.it) от задаваемой прочности закладки можно для значений любой прочности твердеющей закладки в возрасте 28 сут. (в исследованных пределах) вычислить необходимый расход цемента (табл. 11). На рис. 29 показаны полученные автором зависимости прочности закладки в возрасте 28 суток при изменении расходов цемента и золы-уноса.
Полученные зависимости величины коэффициента расслаиваемости закладочной смеси от удельного расхода золы-уноса ТЭЦ при четырех фиксированных содержаниях цемента (рис. 31) показывают, что добавка золы-уноса в состав закладочной смеси в пределах 200 + 250 кг/м позволяет существенно снизить коэффициент расслаиваемости закладочной смеси с 1,20 + 1,35 до 1,07 -г- 1,15. В результате обеспечиваются требуемые условия растекаемости закладки и однородности искусственного массива, и в целом повышается устойчивость искусственной кровли при ее подработке.
Обоснование параметров крепи кровли нижнего слоя при КДВ
Согласно гипотезе М. М. Протодьяконова [59] отрабатываемый массив горных пород не является сплошным и упругим, а разбит многочисленными трещинами на отдельные куски и глыбы. В результате этого над пройденной выработкой (очистной заходкой нижнего слоя) образуется свод естественного равновесия (рис. 48), который разгружает ее от силы тяжести вышележащих пород, а на крепь выработки оказывает давление лишь порода, находящаяся ниже контура свода естественного равновесия. Высота поддерживаемого свода выработки определяется исходя из ширины обнажения выработки и угла внутреннего трения горных пород по эмпирической формуле [59]: где: hce - высота поддерживаемого свода выработки, м; Вн - ширина выработки, м; р - угол внутреннего трения горных пород [17] применительно к скальным породам находятся в пределах от 35 до 60 и для гранитов даже до 75 - 82. 1 - анкер с кольцом; 2 - верхняк; 3 - затяжка из досок 3=50 мм; 4 -магазин отбитой руды; 5 - навал горнорудной массы; 6 - контур свода обрушения; Вн - выемочная ширина нижнего слоя, м; Вв - выемочная ширина верхнего слоя, м; а - угол падения рудного тепа, градус; трм1. - горизонтальная мощность рудного тела, м. Максимальная величина высоты свода достигается при минимальном значении р=35 и при Вн=3,5 м составляет- псв=0,7 Вн=2,45 м., при Вн=3.0 м -псв=0,7 Вн=2,1 м. При значении р=75 и Вн=3,5 м высота свода естественного равновесия составит Ьсв=0,44 м. и при р=82 соответственно - 0,25 м. Таким образом, при высоте слоя, равной 3,0 м., контуры естественного свода равновесия находятся в границах верхнего слоя, отрабатываемого способом КДВ, и вследствие этого не обнажается массив твердеющей закладки ранее отработанного вышележащего слоя.
При этом угловые породные участки верхнего слоя (см. рис. 48) после отработки верхнего слоя должны со временем вывалиться на сплошную затяжку из досок. Толщина затяжки из досок определяемая по эмпирической формуле [60]: где: у - объемный вес породы, 2,5 т/м ; L - расстояние между "расстрелами на кольцах", 200 см; [а] - допускаемое напряжение на изгиб (для лиственницы 9,7 МПа);/-коэффициент крепости пород, f=10 и выше. Формула (4.3) применяется для расчетов толщины затяжки в зависимости от полного веса пород в своде обрушения. Автором отмечено, что при КДВ не менее 1 м от ширины свода в соответствии с регламентом технологии отрабатывается верхним слоем. В связи с этим в формулу (4.3) автором введен коэффициент (КщВ), учитывающий уменьшение общего веса пород в своде естественного равновесия за счет отработки способом КДВ, который равен: таким образом, формула (4.3) для определения толщины затяжки приобретет вид: Введенный автором коэффициент (ККдв), сущность которого заключается в пропорциональном снижении толщины затяжки от уменьшения веса обрушенных пород в своде естественного равновесия, за счет уже отбитой горной массы в верхнем слое, позволяет избежать излишних расходов на лесоматериалы при креплении очистных выработок. Исходя из этого, необходимая толщина затяжки при L=200 см. и технологии КДВ при ширине выработки нижнего слоя 3,5 м должна быть не менее 4,03 см., а при ширине выработки 3,0 м - не менее 3,75 см. С учетом фактического снабжения рудников пиломатериалами толщиной от 3,0 до 5,0 см, используемыми для затяжки кровли, построен график (рис. 48) зависимости расстояния между «расстрелами» от крепости пород f и толщины С затяжки из досок. График используется на рудниках Объединения для соответствующего выбора параметров крепи при ширине очистного пространства не более 3,5 м. Для определения эффективности принимаемых решений, необходимо выполнить расчеты качественных показателей извлечения руды из недр для условий предлагаемой системы разработки. Одной из главных характеристик добычи руды является разубоживание [61], определяемое формулой (4.6). где R- коэффициент разубоживания руды; с и а - содержания полезного компонента соответственно в рудном теле и в добытой руде (рудной массе); b - содержание полезного компонента в примешиваемой породе. Исходя из того, что месторождения Стрельцовского рудного поля характеризуются высококонтрастными рудами (содержание урана в рудных телах в среднем 0,2 - 0,3 %, а содержание в примешиваемых породах не превышает 0,008 %) при оценке разубоживания привнесенным ураном с разубоживающими породами можно пренебречь. Разубоживание, на основании формулы (4.6) выразится формулой (4.7). Учитывая, что плотность руды и вмещающих пород для скальных руд Стрельцовского рудного поля практически равны, можно пользоваться формулой видимого разубоживания [61], которая определяется выражением: где: В - ширина очистной выработки, м; Щ.т. - горизонтальная мощность рудного тела, м; Для варианта КДВ расчет разубоживания руды на нижнем слое в соответствии с формулой (4.8) определится: где Вн - ширина очистной выработки нижнего слоя (рис. 47), м. На рудниках объединения для системы нисходящих горизонтальных слоев с твердеющей закладкой установлен норматив допустимого прихвата пустых пород Д = 0,4 м, (по 0,2 м с каждой стороны рудного тела, рис. 47).
Принимая во внимание то, что минимальная ширина очистного пространства верхнего слоя должна быть не менее 1 м, при мощности рудного тела до 0,6 м (т рж < 0,6 м) разубоживание руды будет определяться в соответствии с формулой (4.8) выражением: При мощности рудного тела более 0,6 м разубоживание верхнего слоя КДВ происходит только за счет прихвата вмещающих пород (Д).
