Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Состояние вопроса, задачи и методы исследований 7
1.1. Медно-никелевые руды кольского полуострова 7
1.2. Анализ опыта применения технологий с торцевым выпуском рудной Массы 10
1.3. Параметры систем с обрушением и их влияние на показатели извлечения руды при торцевом выпуске 20
1.4. Задачи и методы исследований ; 24
Глава 2. Конструкции систем, применяемых для разработки наклонных рудных тел медно-никелевых месторождений кольского полуострова 27
2.1. Применяемые системы разработки 27
2.1.1. Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды 27
2.1.2. Подэтажно-камерная система с обрушением
2.2. Обоснование параметров системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском 31
2.3. Принципы конструирования системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском 34.
Глава 3. Обоснование конструктивных параметров варианта системы при подэтажном обрушении наклонных рудных тел 38
3.1. Моделирование выпуска рудной массы при разработке наклонных залежей 38
3.2. Техника проведения лабораторных экспериментов 43
3.3. Результаты лабораторных исследований 48
3.4. Определение толщины выпускаемого слоя отбитой руды 50
3.5. Обоснование глубины заложения выпускных выработок во вмещающих породах лежачего бока 54
3.6. Обоснование ширины слоя при торцевом выпуске рудной массы
3.6.1. Выпуск из штреков при расстоянии по осям выработок 12,5 м 58
3.6.2. Выпуск из штреков при расстоянии по осям выработок 11,5 м 63
3.6.3. Выпуск из штреков при расстоянии по осям выработок 10,5 м 69
3.6.4. Выпуск из штреков при расстоянии по осям выработок 9,5 м 75
Глава 4. Адаптация системы подэтажного обрушения к горнотехническим условиям медно-никелевых месторождений кольского полуострова 81
4.1. Конструктивные параметры системы 81
4.2. Изменение конструкции системы с учетом параметров рудных тел .: 85
4.3. Обоснование конструктивных параметров размещения буро:выпускных выработок в лежачем боку залежи 87
4.4. Экономическая оценка предлагаемых проектных решений 98
Заключение „ 101
Литература
- Анализ опыта применения технологий с торцевым выпуском рудной Массы
- Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды
- Техника проведения лабораторных экспериментов
- Обоснование конструктивных параметров размещения буро:выпускных выработок в лежачем боку залежи
Введение к работе
Актуальность работы. В настоящее время в связи с истощением богатых и соответственно переходом к разработке руд с низким содержанием полезного компонента повысить эффективность подземной добычи месторождений полезных ископаемых можно за счет применения на горных предприятиях систем разработки, обеспечивающих низкую себестоимость добычи при высоких показателях извлечения.
В части снижения себестоимости добычи указанным требованиям удовлетворяют системы с обрушением руды и вмещающих пород. При их применении обеспечиваются высокая концентрация и производительность горных работ, а также снижаются затраты на подготовительно-нарезные и очистные работы по сравнению с другими технологиями в идентичных горнотехнических условиях.
Как известно по опыту применения таких технологических решений, их недостатком является относительно высокий уровень потерь и разубоживания руды, что связано главным образом с параметрами системы разработки, порядком ведения очистных работ и режимом выпуска рудной массы. Это особенно проявляется при неравномерном распределении полезных компонентов в наклонных рудных телах с ограниченными возможностями гравитационного выпуска по лежачему боку.
Экономический ущерб от потерь и разубоживания связан не только с расширением действующего производства или строительством новых объектов для восполнения потерянного полезного компонента, но и с экологическими проблемами горнодобывающих регионов.
Одним из путей решения указанных проблем в части обеспечения высоких количественных и качественных показателей добычи является модернизация технологий с обрушением руды и вмещающих пород за счет изменения конструктивных решений с учетом горнотехнических и геологических условий разработки.
В связи с этим обоснование конструктивных и технологических
параметров подэтажного обрушения с торцевым выпуском рудной массы для разработки наклонных залежей руд с неравномерным распределением полезного компонента при проектировании горных предприятий является актуальной научной задачей.
Цель работы состоит в обосновании рациональных параметров системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды, позволяющих минимизировать потери, разубоживание и объемы подготовительных и нарезных работ при эксплуатации наклонных месторождений полиметаллических руд.
Идея работы заключается в том, что существенное повышение эффективности системы подэтажного обрушения при разработке наклонных залежей полиметаллических руд может быть достигнуто путем массового торцевого выпуска из штреков, размещенных в лежачем боку рудных тел в контуре или за контуром рудного тела с учетом конфигурации зон с повышенным содержанием полезного компонента.
Основные научные положения, выносимые на защиту:
минимальный уровень потерь при высоте подэтажа Н, изменяющейся в диапазоне 15-^-50 м, обеспечивается при условии, что толщина выпускаемого слоя рудной массы составит dT =(0,4-і-0,65)л/Я//й ,
м;
осуществляя гравитационный выпуск под обрушенными породами,
буродоставочные выработки следует размещать с учетом распределения
металла в рудном теле, при этом их заглубление h3 от нижней границы зоны с
высоким содержанием полезного компонента по вертикали не должно
превышать величину, определяемую по зависимости h3 =0^8^]H/mxtga,
м;
снижение уровня потерь металла не менее чем на 30% и стабильное
разубоживание руды обеспечиваются при условии, что расстояние между
осями смежных выпускных выработок а по горизонтали определяют из
выражения я = (0,86+0,95)^2*/«, м.
Научные результаты исследований заключаются в следующем:
определена рациональная толщина слоя с учетом коэффициента разрыхления для системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском;
обоснованы параметры заглубления буродоставочных выработок в породы лежачего бока, позволяющие обеспечить выпуск руды из зон с повышенным содержанием полезного компонента без раннего разубоживания законтурными породами висячего бока;
установлены зависимости изменения количественных и качественных показателей извлечения рудной массы от пространственного расположения смежных буродоставочных выработок относительно друг друга;
определен рациональный диапазон изменения конструктивных параметров систем подэтажного обрушения при торцевом выпуске руды в условиях подземной разработки наклонных залежей полиметаллических руд.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждаются:
расчетным (с учетом отклонения) количеством и удовлетворительной сходимостью экспериментальных данных, полученных при физическом моделировании и в производственных условиях (расхождение составило 5-10%).
корректностью использования и представительным объемом использованных для анализа проектных решений результатов лабораторных и натурных исследований при обосновании параметров подэтажного обрушения в условиях подземной разработки наклонных залежей полиметаллических руд;
положительными результатами, использованными при корректировке проекта разработки медно-никелевых месторождений Кольского полуострова.
Научное значение работы заключается в установлении зависимостей влияния конструктивных параметров системы подэтажного обрушения на количественные и качественные показатели извлечения полезного компонента из недр при разработке наклонных залежей полиметаллических руд с учетом неравномерности его распределения.
Практическое значение работы заключается в корректировке проектных решений в части конструктивных элементов системы подэтажного обрушения руды за счет регулирования их параметров с изменением пространственного расположения смежных буровыпускных выработок и технологии очистной выемки при подземной разработке наклонных рудных тел с неравномерным оруденением.
Научные результаты и практические рекомендации, изложенные в диссертации, использованы при корректировке проекта подземной разработки Ждановского месторождения сульфидных медно-никелевых руд и могут быть рекомендованы на других горнодобывающих предприятиях, применяющих систему разработки с подэтажным обрушением при торцевом выпуске рудной массы.
Апробация работы. Основное содержание работы и ее отдельные положения докладывались и получили одобрение на заседании технического совета ОАО «Кольская ГМК» (2009г.), на научных симпозиумах Мі і У «Неделя горняка» (Москва, 2007-2011 г.), на научных семинарах кафедры ТПР Московского государственного горного университета (2007-2011 гг.).
Публикации. По результатам выполненной работы опубликовано 5 статей, в том числе 4 в изданиях, рекомендованных ВАК РФ.
Структура и объем работы. Диссертация состоит из введения, 4 глав и заключения, содержит 39 рисунков, 16 таблиц, список литературы из 80 наименований.
Анализ опыта применения технологий с торцевым выпуском рудной Массы
При подземной разработке мощных и средней мощности рудных месторождений (к которым можно отнести и Ждановское, Тундровое и Быстринское месторождения) в России и за рубежом широкое применение получили системы с принудительным обрушением руды и вмещающих пород.
В последнее время при ведении очистных работ предпочтение отдано системам, предусматривающим торцевой выпуск рудной массы при этом высота отбиваемого слоя изменяется в широком диапазоне от 15 до 150 и более метров. Применение подэтажного обрушения с торцевым выпуском, позволяет достигать высокой производительности при очистной выемке руды [60, 70]. Так на руднике «Кируна» (Швеция) добыча руды этим способом достигает более 20 млн.т./год, на рудниках ОАО «Апатит»- более 15 млн.т./год.
Торцевой выпуск дает возможность увеличить (по сравнению с традиционными способами) активное сечение выпускных выработок в 1,5-К2 раза и, следовательно, повысить размер кондиционного куска и применять на очистной выемке крупногабаритные и высокопроизводительные машины. Кроме того, при этом способе подготовки коэффициент структурного ослабления массива блока снижается в 2-КЗ раза (с 4- 5 до 1,4 -1,7), что благоприятствует его применению на большой глубине разработки [1,3].
На первом этапе развития технологий с торцевым выпуском рудной массы наибольшее распространение получил так называемый «шведский вариант», в котором предусмотрено подэтажное обрушение с формированием ромбовидных панелей (рис. 1.3).
Для определения параметров отбойки и выпуска рудной массы было и использовано моделирование на эквивалентных материалах. Полученные в результате моделирования параметры заложены в проект опытных блоков и апробированы в промышленных условиях на рудниках «им. XXII съезда КПСС» и Салаирском [10, 32].
В процессе испытаний на Салаирском руднике, использовали самоходное оборудование. Скважины диаметром 56 и 100 мм заряжали гранулитом АС-8с помощью пнемозарядчика. Дальнейшее использование данной технологии показало ее широкие возможности для применения в различных горнотехнических условиях [71, 75]. а, б — уменьшенная и увеличенная высота подэтажа. 1- доставочный штрек; 2 — доставочный орт; 3 - буровой орт; 4 - потолочина-козырек; 5 - отбитая руда; б - обрушенная порода. На Лениногорском руднике внедрение системы подэтажного обрушения с отбойкой в зажиме и послойным торцевым выпуском производили на участке, представленном пологой залежью мощностью от 8- 25 м, находящимся под толщей обрушенных пород. Коэффициент крепости руды 14- -16.
Опытный участок был разделен на четыре выемочных панели. Схемы подготовки и очистных работ приведены на рис. 1.5. Отбойку вели с оставлением временной потолочины (целика-козырька) высотой 3,5- -4 м и длиной выступающей части 2,5-КЗ м, что способствовало уменьшению количества забрасываемой взрывами в доставочные выработки руды, улучшению показателей извлечения при выпуске руды и снижению вредного действия ударной воздушной волны.
Выпуск и доставку руды во всех панелях производили одновременно из двух-трех ортов шарнирно складывающимися скреперами вместимостью 0,8-И м3 По сравнению с системой этажного обрушения и выпуском руды через-воронки производительность труда рабочего по системе повысилась в 1,5 раза, производительность панели достигала 22 тыст/мес, себестоимость добычи 1 т. рудььпо!прямым затратам снизилась на 35%.
Оценка: результатові экспериментов, показала преимущества? торцевого выпуска. В? результате внедрения этош технологии на: 20- -30% был: снижен объем ПНР, что позволило на столько же повысить производительность труда и сократить удельные затраты, на Г т добытой руды более чемна 30%.
В процессе отработки запасов железных, руд на руднике «Мальбергет» (Швеция) [78] внедрение новой буровой установки позволило увеличить производительность бурения до 600 м/сут по крепким породам за счет высокой точности бурения. При этом допустимое отклонение не превышало более— 1 % при глубине скважин до 30 м. Для доставки отбитой руды использовали погрузо-доставочные машины (ПДМ) грузоподъемностью 14 т.
Наиболее эффективно работают погрузочные машины при выпуске рудной массы с кондициями, соответствующими применяемой технике [21, 36].
В процессе адаптации к конкретным горнотехническим условиям системы разработки с подэтажным обрушением легко преобразуются и совершенствуются. Это касается как изменения параметров; отбиваемого слоя, так и типоразмеров применяемого оборудования на выпуске и доставке руды [23, 26-28, 34, 59]. Так на руднике «Шерегеш»; проводили испытания по внедрению системы подэтажного обрушения с треугольной подсечкой, который и был принят для отработки однородных по составу руд [13, 20].
Некоторые горные предприятия предпринимали попытки применения технологии с обрушением руды, в которой использовали разделяющее гибкое металлическое перекрытие (ГМП). В этом случае при отработке отдельных блоков обрушение: налегающих пород производится на. гибкий разделяющий экран, который укладывается на. рудный массив, в специальном монтажном слое. Экран в. свою очередь препятствует перемешиванию пустой породы с отбитой рудой и по мере отработки рудного массива опускается в течение всего цикла работ (рис. 1.6). В результате применения разделяющего экрана на Северо-Енисейском руднике удалось снизить потери в 2,6 раза, а разубоживание - в 2,2 раза.
Применяют и варианты системы подэтажного обрушения с массовой отбойкой, предусматривающие временное магазинирование руды и последующий ее выпуск слоями толщиной 5+7 м.
Основные показатели и параметры систем с подэтажным обрушением при торцевом выпуске руды приведены в табл. 1.1 [1,3, 13, 20, 24, 33, 35, 78-80].
Как показывает анализ, диапазон изменения горнотехнических условий, в которых можно применять технологии с подэтажным обрушением руд и вмещающих пород достаточно широк, что позволяет сделать вывод о высокой мобильности этой системы разработки. [61].
Как правило, на практике применяют ромбовидную форму забоя, высота подэтажа составляет 10+13 м, расстояние между буродоставочными выработками 10+12 м, толщина отбиваемого слоя за цикл 3,5+3,7 м. При этом потери руды составляют 5+15%, разубоживание - 14+30% [20, 62].
Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды
Система подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды при подземной отработке запасов рудных тел предусмотрена для участков с мощностью превышающей 30 м.
Этаж высотой 60 м разбивают на 3 подэтажа высотой по 20 м. Генеральное направление работ от центра к флангам. Заезды к рудному телу (полевые орты) проходятся через 50 м, что в отличие от камерно-целикового порядка выемки, когда орты проходятся через 12,5 м, позволяет заложить полевые подэтажные штреки относительно прямыми и параллельными друг другу, а также связать их рудоспусками и вентиляционными восстающими (табл. 2.1,2.2).
Основные процессы очистной выемки выполняются из погрузочно-буровых штреков, пройденных по простиранию рудного тела на расстоянии 11м между осями выработок. Бурение взрывных скважин осуществляется самоходными буровыми установками Симба 1352 с дизельным приводом и гидравлическими перфораторами. Диаметр скважин 65 мм.
В связи с хорошей устойчивостью вмещающих пород, для инициации процесса их самообрушения необходима принудительная посадка висячего бока по простиранию на 150+200 м и не менее 60 м по падению.
К преимуществам системы можно отнести простоту конструктивного исполнения, надежность и возможность использования стандартного - набора вееров скважин, что способствует автоматизации процесса бурения.
При отработке запасов западного участка месторождения, а также участков на флангах Центрального рудного тела, где мощность не превышает 25 м, применяется система подэтажного обрушения с камерно-целиковым порядком выемки. В последствии, за пределами 2015 г, отработку запасов руды Восточного и Юго-Восточного рудных тел, а также руды Тундрового месторождения предполагается производить аналогично.
При очистной выемке рудные залежь разделяют на камеры, которые по простиранию разграничиваются междукамерными целиками (МКЦ), а по падению - междуэтажными целиками (МЭЦ). МКЦ являются ограждающими, МЭЦ — несущими целиками. Ширина блока (по простиранию) 50 м, ширина камеры 35 м, МКЦ- 15 м, ширина МЭЦ- 20 м (табл. 2.3, 2.4).
На горизонте выпуска руды размещаются погрузочные заезды по ширине блока через 12,5 м между осями выработок. При ширине выработок 3,5-4 м между ними остается целик шириной-- более 8 м. С учетом того, что концентрация напряжений на контуре выработки не распространяется более чем на 2 м, такие параметры допустимы до глубины отработки 300-400 м с запасом прочности равным 1,5—2 в зависимости от степени нарушенности пород.
С подэтажных горизонтов, расположенных через 20 м по высоте, предусмотрен перепуск горной массы по рудоспускам на основной горизонт.
Применение камерно - целиковой системы разработки с последующим обрушением целиков и потолочины в условиях Ждановского месторождения неэффективно, так как обрушение целиков и потолочин камер в условиях значительной изменчивости гипсометрии и углов залегания рудных тел является весьма трудоемкой задачей, особенно при условии длительного разрыва между выемкой камерных запасов и погашением целиков.
Анализ практики применения проектных решений показывает, что реализуемые в настоящее время варианты системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском из ромбовидных панелей имеют ряд недостатков. К основным из них можно отнести то, что разубоживание начинается на ранних стадиях выпуска и вызывает, в свою очередь, повышенные потери руды. Кроме того, для начала очистной выемки необходимо провести значительный объем подготовительно-нарезных работ, превышающий, 10СЬ м или 5 п.м./ЮООт запасов руды.
Устранить указанные недостатки, как отмечалось ранее, возможно, для этого необходимо учитывать горнотехнические и геологические условия в части распределения полезного компонента в контуре рудных тел, при соответствующем изменении конструкции, параметров и технологии очистной выемки [66].
При разработке конструкции системы и определении параметров системы следует учитывать, что в процессе выпуска формируется фигура разрыхления, чаще напоминающая форму эллипсоида вращения, рассеченного вдоль вертикальной оси торцевой стенкой массива. Для разработки рациональной конструкции и обоснования параметров системы, прежде всего, необходимо провести моделирование процесса выпуска на физических моделях имитирующих горнотехнические условия месторождений подлежащих разработке. При физическом моделировании по критерию минимизации уровня потерь и разубоживания определяют основные параметры системы (рис. 2.1).
В системах подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды, как правило, одновременно действуют верхнее, торцевое и, при определенных условиях, и боковое виды разубоживания.
Аналитически доказано, что наиболее благоприятно такое соотношение параметров выпускаемого слоя руды, при котором верхнее, торцевое, а при наличии и боковое разубоживание начинаются одновременно [9, 15, 18, 47, 55, 58, 63, 67, 73]. Конструктивные параметры, при которых достигается указанный режим выпуска, называются рациональными, а соответствующие показатели являются наилучшими (потери и разубоживание - минимальные, а извлечение руды и качество рудной массы - максимальные).
Одним из определяющих параметров системы подэтажного обрушения является высота подэтажа Нпэ, которая связана с высотой отбиваемого и выпускаемого слоя руды Я, в предлагаемом варианте высота составляет 40 м.
Техника проведения лабораторных экспериментов
Исследование процесса торцевого выпуска производили на двух моделях. Первая модель была выполнена в виде одиночного блока, в основании которого располагалась выпускная выработка. Передняя и боковые стенки блока были выполнены из прозрачного материала, что позволяло проводить наблюдения за процессом перемещения руды и пустых пород вдоль выработки и по бокам модели.
Масштаб моделирования был принят равным 1:100. С учетом этого размер эквивалентного куска руды составлял (3- 4 мм), а породы (6- -7 мм).
В качестве материала для моделирования применялась пластмассовая крошка различной формы и величины, соответствующая фракционному составу отбитой руды в натуре.
Обрушенные породы были представлены материалом, крупность которого соответствовала крупности обрушенных покрывающих пород с учетом масштаба моделирования [7, 39].
Заполнение модели производили слоями на высоту соответствующую средней вертикальной мощности рассматриваемых месторождений, которая составляет 40 м. Один из слоев был представлен рудой, другой породой.
Вторая модель также была изготовлена из органического стекла, что позволяло визуально вести наблюдения за процессом выпуска рудной массы. В одной из стенок были сделаны технологические отверстия для выпуска рудной массы и вертикальные прорези для выдвижения разделительных стенок- (рис. 3.1) [65]. Ее заполняли, начиная с нижних слоев с постепенным их наращиванием вверх, повторяя геометрию залегания рудного тела и распределения в нем полезного компонента, для этого материал модели был окрашен в разные цвета, каждый из которых характеризовал зоны с различным содержанием металла в соответствующей зоне рудного тела: породы лежачего бока (серый цвет) — m = 4 м, Ап=0,0 %; приконтактная руда (зеленый цвет) — m = 2м, Ар=0,4 %; богатая руда (красный цвет) - m = 4 м, Ар=1,2 %; рядовая руда со средним содержанием (белый цвет) — m = 16 м, Ар=0,6 %; руда с бортовым содержанием (серый цвет) - m = 4 м, Ар=0,4 %; вмещающие породы (черный цвет).
Лабораторные опыты позволили определить общие зависимости показателей извлечения, выбрать оптимальную толщину отбиваемого слоя с учетом коэффициента разрыхления и установить область заглубление буродоставочных выработок в лежачем боку от нижней границы зоны с высоким содержанием полезного компонента.
Так как часть руды потерянной при отработке верхнего подэтажа улавливается при отработке нижнего подэтажа, для получения средних показателей извлечения руды по нескольким блокам и определения оптимальных расстояний между смежными буродоставочными выработками было необходимо воспроизвести на модели отработку нескольких подэтажей.
Вертикальные разделительные стенки перемещали по полозьям независимо друг от друга, они разбивали рудное тело на блоки, а блоки в свою очередь делились на отбиваемые слои. Счет подэтажей при проведении исследований был принят сверху вниз, количество подэтажей исследуемой модели изменялось от 4 до 5 при следующих параметрах блока: высота отбиваемого слоя соответствовала вертикальной мощности рудного тела, ширина 12,5 м; 11,5 м; 10,5 м; 9,5 м и толщина выпускаемого слоя составляла 5 м (рис 3.2).
На первом этапе проведения экспериментов на второй модели расстояние между смежными выпускными выработками составляло 12,5 м. Выработки располагали в рудном теле на контакте с породами лежачего бока. Угол падения рудного тела соответствовал натурным условиям (57).
На втором, третьем и четвертом этапах проведения экспериментов расстояние между смежными выпускными выработками составляло 11,5 м; 10,5 м; 9,5 м. В соответствии с решением о необходимости расположения буро-доставочных выработок в породах лежачего бока выпускные выработки были заглублены на 2 м по вертикали по отношению к рудному телу.
При моделировании этих вариантов были ухудшены (с позиций подэтажного выпуска) горнотехнические условия, а именно угол падения о рудного тела, который был равен 52 .
Обоснование конструктивных параметров размещения буро:выпускных выработок в лежачем боку залежи
В качестве основного для ведениядобычи руды в условиях Ждановского, Тундрового и Быстринского месторождений нами предложен вариант системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды, предусматривающий расположение буродоставочных выработок в лежачем боку рудного тела на контакте руда-порода или с заглублением во вмещающие породы (рис. 4.1 а, б). Это позволит, в целом снизить объемы подготовительно-нарезных работ и обеспечить выпуск руды из зон с повышенным содержанием полезного компонента без разубоживания законтурными породами висячего бока, чего при реализации принятого к разработке варианта системы с торцевым выпуском достичь невозможно, а самое главное существенно увеличить выход металла в процессе добычи. Для реализации предложенного варианта необходимо провести соответствующую корректировку местоположения доставочных выработок в местах раздува залежи, а также учитывать конфигурацию зон с повышенным содержанием полезного компонента.
При применении систем разработки с подэтажным обрушением руды и вмещающих пород, как показывает практика ведения горных работ на рудниках, основной проблемой управления горным давлением является вопрос устойчивости выработок и предотвращение преждевременного обрушения в зоне опорного давления.
При отработке этажа системами с массовым обрушением руды, в целях предотвращения преждевременного повышения концентраций опорного давления, следует строго придерживаться выверенного практикой порядка развития горных работ [1]. Так, желательно делать разрезку в этаже один раз с дальнейшим развитием работ от нее сплошным фронтом к обоим флангам рудничного поля в нисходящем порядке.
При наличии сложной тектоники разрезку горизонтов следует, по возможности, осуществлять в местах равноудаленных от имеющихся, по простиранию крупных нарушений. Такой порядок развития фронта подработки будет способствовать процессу самообрушения, налегающей толщи пород. Если же данная, схема- не возможна, то в соответствии с требованиями правил безопасности, необходимо осуществлять, принудительное обрушение пород, с целью создания предохранительной подушки, из раздробленной горной массы, как на отрабатываемом горизонте, так и на каждом новом подэтаже включаемого в отработку.
Для обеспечения очистной выемки запасов при подэтажном обрушении с торцевым выпуском руды необходимо создание компенсационного пространства, на которое производится отбойка руды веерами скважин. Затем осуществляется переход на отбойку в зажатой среде и выпуск отбитой горной массы на буродоставочные штреки, которые проходят по контуру лежачего бока рудного тела параллельно друг другу со смещением по вертикали. Расстояние между осями выработок, в зависимости от глубины ведения горных работ и угла наклона рудного тела, составляет 9+12,5 м. Глубина заложения полевых буродоставочных штреков от контакта рудного тела до кровли выработки должна быть не менее 2,0 м, а высота подэтажа соответствовать средней вертикальной мощности рудных тел - 40 м.
Создание компенсационного пространства (отрезной щели) на каждом подэтаже осуществляется из разрезного орта (наклонного восстающего), расположенного в середине подэтажа либо крайнего орта со стороны падения рудного тела. Для перемещения самоходного оборудования на подэтажи используется спиральный съезд.
После создания компенсационного пространства приступают к бурению, взрыванию и выпуску горной массы с торцов полевых буродоставочных штреков. Рекомендуется отбойку вести слоями, толщина которых после отбойки с учетом коэффициента разрыхления составит 5 + 5,5 м.
Система подэтажного обрушения с расположением буродоставочных выработок в лежачем боку должна обеспечить наибольшую геомеханическую безопасность отработки месторождения за счет первичной надработки отрабатываемых запасов и значительного удаления полевых буродоставочных штреков от зоны контакта с консольно зависшими породами (максимума опорного давления). При этом сокращаются объемы подготовительно-нарезных работ и обеспечивается полнота и качество выпускаемой рудной массы.
