Халықаралық ғылыми-тәжірибелік конференциясының ЕҢбектері



жүктеу 8.29 Mb.

бет59/81
Дата12.01.2017
өлшемі8.29 Mb.
1   ...   55   56   57   58   59   60   61   62   ...   81

ҚАРАҒАНДЫ КӨМІР СУ АЛАБЫНЫҢ  ҮЛКЕН ТЕРЕҢДІГІНДЕ ДАЯРЛАНАТЫН 

ӨНДІРУЛЕРДІ СҮЙЕМЕЛДЕУ 

 

Ищанов Т.К.,  Жугинисов Ш.И



Қ.И.Сәтбаев атындағы ҚазҰТУ, Алматы қ, Қазақсатан Республикасы 

 

Даярланатын  өндірулерді  даярлау  барысында  геомеханикалық,  технологиялық  факторлар, 



сонымен  қатар  тау  жыныстарының  геомеханикалық  таужыныстары  массивінің  әсері  нәтижесіндегі 

аралық  сипаты  әсер  етеді.  Геомеханикалық  факторларға  табиғи  параметрлер  массивін  жатқызамыз: 

беріктік, көлемдік салмақ, кеуектілік, орналасу тереңдiгi, түсу бұрышы және т.б. Ал технологиялыққа 

–  форма  және  өндiрудiң  қимасы,  ергіштік  және  т.б.  Аралық  сипат  факторларының  тобында  ең 

маңызды  тiрек  қысымы  маңайындағы  тазартқыш  забойы  және  даярлауды  жүргізу  кезінде  қолдан 

жасалған көмір мен тау жыныстарының кеуектілігін тексеру.  

Аталған геомеханикалық факторлар арасындағы ешқайсысы өндiрулердi сүйемелдеуге баға беру 

шарты массивінің куйін сипаттай алмайды.  

Қарағанды  бассейнініндегі  тау  жыныстарының  беріктілігі    тереңдiктiң  өсуiмен  және  жатуымен 

белгілі  бір  заңдылықпен  өсуде.  Тау  жыныстарының  көлемдік  салмағы  γ  1000-1200м  тереңдікте  2,3-

тен  2,7  г/см

3

-ке  дейін  өзгереді.  Тереңдіктің  өсуімен  тау  қысымының  вертикальды  құрамдасы  өседі, 



алайда ендірілген тау жыныстарының өндірулері беріктігі өзгереді. Сол тереңдікте, тіпті, біртипті тау 

жыныстарының беріктігі де белгілі бір шекке дейін өзгеруі мүмкін.  

Бұның  барлығы  мына  жағдайға  алып  соғады:  үлкен  тереңдікте  орналасқан  өндірулер  кіші 

тереңдіктегі  өндірулермен  салыстырғанда  жақсырақ  жағдайда  болуы  мүмкін,  бірақ  әлсіз  тау 

жыныстары мен көмiрдiң қатпары бойымен. Мұндай жағдайда тау жыныстарының беріктігі  де, жату 

биіктігі  де  өндіру  орналасқан  шарт  ортасын  сипаттай  алмайды.  Тереңдікті,  тау  жыныстарының 

беріктігін  және  олардың  тығыздығын  ескеретін  комплекстік  критерийді  қолдану  тиімдірек  болады. 

Мұндай критерий болуы мүмкін:  



 

 

366 



К =  

сж

H



 , 


Мұндағы:σ

сж 


– беріктілік, кгс/см

2



Мұндай  критерийді  практикада  қолдану  әрекеті    әдебиетте  кездеседі,  бірақ  оның  бөліктік 

зерттеуі нақты Қарағанды басеейінің щартына белгісіз. Мұндай зерттеу тау жыныстарының беріктігі 

мен көмірдің біросьтік сығымдауы КНИУИ және ЦКТУ және тау жыныстарының қозғалысы мен тау 

өндірулерін қорғау ИГД АН РК-дан алынған материалдарының негізінде өткізілді.  

Жалпы  айтқанда  1020  бірліктік  тау  жыныстарының  түрлері  туралы  мәлімет  алынды,  тереңдікте 

алынған  сынамалар  және  көлемі  σ

сж 

,  ішіндегі  605  нүктесі  құмды  тастарға,  204-алевролиттерге,  141 



аргелиттерге 70-ы көмірге жатады. Әрбір оқиғаға белгілі бір К мәні тағайындалды.  

К  шамасы  өлшемсіз  және  тау  жыныстарының  бұзылмаған  массивте  тау  қысымының 

вертикальды құрамдасының шартты деңгейден өсуі болып табылады. Бұл критерий тау қысымының 

өндірудің  деформациясының  қарқындылығын  есептеуде  тура  қолданысқа  түсе  алмайды.  Оның 

маңыздылығы  жақын  қатынастағы  шарттардың  салыстырмалылығы  тау  массивінің  куйімен  немесе 

ортаның  басқа  да  параметрлерінде  өндірулерді  қолдау  мүмкіндігінде  болып  табылады.  К 

коэффициентінің мәні үлкен болған сайын өндірулерді қолдау шарты қиындау болады.  

 

 



1-сурет. К көрсеткішінің тереңдік бойынша қатынасы

 



1-суретте  К  коэффициентінің  бүкіл  бассейннің  берілген  мәліметі  бойынша  құмдытастың    жату 

тереңдігінің қатынасы көрсетілген. 605 нуктеден өнеркәсіптік жер теліміне- 254-і, Саранскке - 124-і, 

Чурубай-  Нуринге  –  88-і  және  Тентекке-  139-ы  жатады.  К  санының  жер  телімінен  алынған 

сынамалардан  тәуелсіз  екенін  айтып  кеткен  жөн.  К  коэффициенті  желге  мүжілу  аймағында  100  м 

тереңдікте  бірталай  азаяды(0,15  –  0,06),  себебі  бұл  теерңдікте  тау  жыныстарының  беріктілігі  өседі. 

Шынында,  тәжірибе  көрсеткендей,  тау  жұмыстарын  жүргізу,  өндірулерді  қолдау  шарты  100-150м 

тереңдікте  бірталай  жақсарады,  50м  тереңдікке  қарағанда.  100-450м  тереңдікте  дала  өндірулерін 

көтеру  шартының  нашарлауы  байқалады,  құмдытаста  өткізілген.  Бұл  тәуелділік  координаттар 

басымен өт кен түзу теңдігімен білдірілуі мүмкін: 

К΄ = 0,0005 

Н 

Тереңдігі  450-500м  көлемі  γН/  σ



сж 

  интенсивтi  кем  түрде  өседi,  және  тәуелдiлiк  мына  түрде 

болуы мүмкiн: 

К" = 0,16 + 0,0001 

Н 

Қазіргі  таңда  таулардың  жұмыс  тереңдігі  650-700  м.  жетіп  отыр.    Құмды  тастардың  қаттылық 



қысуы  45-150МПа  құрайды,  орташа  60Мпа.Ал  тереңдігі  110-1200  м  болғанда,  60-150  МПа,  орташа 

100МПа береді. Тереңдігі үлкейген сайын  орналасу өндірсі 700-1200 м  К  0,25-0,35 ке дейін өседі. 

Осы ретпен, тау жыныстарының жұмысы өскен сайын өндіруі де қиындай түседі.  

2-суретте  γH/σ  мәні    алевролит,  агриллит,  көмірдің  тереңдігі    бойынша    көрсетілген.    Нүктелердің 

үлестіру аймағы әртүрлі  топтардың түрін көмір түрлерімен жасырады және  олар бір бірімен нақты шек 

қоймайды. Бұл топтардың түрлері қатты құмды тастан әлсіз көмірге дейін өзгеруімен түсіндіріледі. γH/σ 

тәуелділігі  координаттардың басынан  өтетін түзулерлің дұрыстығымен  сипатталады: 

Алевровит үшін:   К

ал

 = 0,0006Н     (Н < 500 м); 



Аргиллит үшін:     К

арг 


= 0,0009Н    (Н < 500 м); 

Көмір үшін:            К

угл 

= 0,003         (Н < 400 м). 



 

 

367



 

 

2-сурет. (1) құм тас, (2) алевролит, (3) аргиллит, (4) көмір үшін К тереңдігі                                     



болатын тәуелділік көрсетілімі. 

 

Аталған  топтардың  құрамының  беріктігі  400-500м.  Тереңдігі  500-600м  болатын  алевролит 



бірқатар  төменділігі  туралы  ақпарат  береді.  Аргиллитттер  мен  көмірдің  К  мен  Н-тың  пропорционалды 

тәуелділігі  тау  жыныстарының    орны  топтардың  тереңдігінің  өсуіне  практикалық  тәуелсіз.  Егер 

құмдақтарда  кейбiр  пропорционал  өсу  бiр  мезгiлде  бақыланса  және  алым  болса,  белгiнiң  бөлшегі  

γН/σ


сж

  ,  450  м  тереңдіктен  бастап,онда  әлсiз  -  аргиллит  және  көмiр  туралы  айтуға  болмайды,  себебі 

γН/σ

сж

  қатынасы  γН  тұрақты  және  төмен  σ



сж   

бөлім  мағынасы  әсерінен  өседі.  Сонымен  γН/σ

сж  

қатынасы өткізілген түрлі тау жыныстарының және үлкен тереңдіктегі өндірулердің тұрақтылығына 



баға беру үшін болжағыш критерийі рөлінде шығады. Көмір және әлсіз тау жыныстарына өткізілген 

критерийге  сүйене  отырып,  Қарағанды  бассейніндегі  пласттарды  өндіруінің  тереңдігі  бойынша 

өндірулерді қолдау күрделенуін түсіндіруге болады.  

 

Әдебиет 

 

1.  Свойства горных пород Карагандинского бассейна. Караганда, 1974. 



2.  Борисов А.А. Механика горных пород и массивов. М., 1980.  

 

 



ТОТЫҚҚАН КЕНДЕРДЕН НАТРИЙ ЦИАНИДІН ҚОЛДАНУМЕН АЛТЫН  

АЛУДЫҢ ТЕХНОЛОГИЯСЫ 

 

Кумарбеков Д.Б. 

Қ.И. Сәтбаев атындағы КазҰТУ, Алматы қ., Қазақстан Республикасы 

 

Құрамында  руда  аз  болғанда  алтынды  алудың  негізгі  әдісі  цианирлеу  болып  табылады  [1]. 

Технологияның  бірінші  стадиясы  руданы  дайындау:  500  мм  рудаларды  ұсақтауға  жібереді. 

Рудаларды  15  мм  көлеммен  ұсақтау  екісатылы  жіктегіштен  екі  стадияда  өндіріледі.  Ұсақтау  жақты, 

конусты ұнтақтағыштан және шарлы диірменнен өткізіледі. Сілтілеуді жобалау технологиясы 15 мм 

мен  ұсақталған  рудаларды  қатқабатқа  себуге  қарастырылған.15  мм  мен  ұсақталған  дайын  өнім 

конвейерлер  жүйесі  бойынша  қатқабатқа  беріледі.  Габариттелмеген  кен  жарылыспен  ұсақтау 

аймағына  апарылады.  Ұсақталған  кен  алтынды  шаймалау  үшін  ленталы  конвейерлердің  көмегімен 

штабелге орналастырады. 

Штабелге  енгізілген  руданы  сілтісіздендіру  натрий  цианидінің      рH  =  10,5-11,0  болғанда  0,06-

0,08  %  концентрациясы  әлсіз  ерітіндімен  жүзеге  асырылады.  Ол  тыңайған  жүйе  бойынша  беріледі 

Концентрацияны  реттеу  шаймалау  ерітіндісінде  сілтінің  концентрленген  ерітіндісі  және  цианида 

ерітіндісінің 10,0 % мөлшерімен шығарылады.  

Ерітінді  мөлшері  расходомермен  өлшеніледі.  Үйіндіге  жіберілген,  кеннің  қабаты  арқылы  өтетін 

натрий цианиді жұмыс ерітіндісі  продуктивті ерітінділерге алтын, күміс, мыс және т.б. элементтерді 

ерітіндіге шығарады [3].  



 

 

368 



Натрий  цианидінің  алтынмен  және  сол  тектес  металдармен  өзара  әсерлерінің  деңгейі  келесідей 

факторлар  қатарына  тәуелді:  кеннің  материалдық  және  заттық  құрылымы;  оның  физикалық  және 

химиялық  құрамына,  рудалық  бөліктердің  ішкі  және  сыртқы  беткейліктері,  реагенттің 

концентрациясы  мен  құрылымы,  жұмыстық айналым  ерітінділерінде  қоспа-металдардың  бар  болуы, 

рудалық қатқабатта жұмысқа арналған ерітінділердің динамика қозғалысына және т.б. 

Цианидті ерітіндіде алтынды еріту реакциясы келесі химиялық теңдікпен көрсетіледі: 

 

4Au + 8NaCN + O



2

 + 2H


2

O = 4NaAu(CN)

2

 + 4NaOH. 



 

Алтынды  шаймалау  үшін  қолданылатын  жұмысқа  арналған  ерітінділер  еркін  (бос)  қорғаныс 

сілтісін    қамтуы  тиіс,  қорғаныс  болмаған  жағдайда  синильді  қышқылға  түрленумен  цианидтің 

гидролизденуі мүмкін.  



 

NaCN + H


2

O = HСN + NaOH. 

 

Сондай-ақ ауада көмірқышқылымен натрий цианиді әрекеттесіп цианидтің жіктелуі болуы мүмкін. 



 

NaCN + СO

2

 + 2H


2

O = HСN + NaHСО

3



 



Кез келген бұл  екі жағдайда суда алтынның еруінде төмен қарқындылықпен аз диссоцияланған 

синильді  қышқыл  түзіледі.  Жоғарғы  сілті  алтынның  еру  жылдамдығын  төмендетеді,  рH=12-14 

аймақтарында төмендеу болады. Егер бос сілті енгізбеген күннің өзінде гидролизден ағатын цианидті 

ерітінділердің  сілтілік  сипаттамасы  бар  бірақ  цианидтің  сілтіленуге  шығыны  өседі  және  синильді 

қышқыл НСN бөлу үрдісі ұлғаяды. 

Шаймалайтын ерітінді керекті натрий цианидінің күшті ерітіндісінің 10 % қосу арқылы ерітінділердің 

технологиялық  айналымына  дайындалады,  ерітіндінің  сілтілігі  рH  =  10,5-11,0  натрий  гидроксидінің 

берілуімен  дайындалады.  Қарастырылған  зерттеулер  бойынша  тыңайту  10  л  /м

2

 

.



  сағ  немесе  0,24  м

3



2

 



тәулік қарқындылығына тең [3]. 

ДОРЕ  қорытпасын  алуымен  катодтарды  өңдеу,  катодта  тұрған  ерітінділері  алтынға  бай  

электролиз және келесі дессорбациялы, шайырға сору продуктивті  ерітінділерден  алтын және күміс 

алу  өндіріледі.  Үйінді  шаймалаудан  алынған  өнімнің  құрамында  алтыны  бар  ерітінділер  шайырмен 

сорылып  алынатын  сорбция  колоналарына  бағытталады.  Химиялық  ерітінділердің  құрамының 

күрделілігін ескере отырып, алтынды алу үшін жоғарғы негіздік ион алмастырғыш шайыр PUROLITE 

A-100/2414 (Ұлыбритания) қолданылады [2]. 

Өнімдік  ерітінділерден  алтынды  сіңіру  қайнаған  қабатты  сүзу  құрылғысынан  аламыз,  ол  3 

колонналы  құйма  (каскад)  түрінде  орналасқан.  Қайнап  тұрған  қабат  режимі  сорбенттерге  және 

ерітінді арасындағы жоғарғы салмақалмасуды қамтамасыз етеді және ол үйінді шаймалаудың өнімдік 

ерітінділермен алтынды сүзу үшін айтарлықтай әсерлі болып табылады.  

Алтынды  сіңіру  жартылай  үзіліссіз  әсерлі  қарсы  қозғалысты  фазамен  коллоналық  типті 

құрылғыларда  жүзеге  асырылады.  Құрылғылар  шайырмен  толтырылады,  ерітінді  оның  қабаты 

арқылы  төменнен  жоғарыға  өтеді,  демек,  құрылғылар  тоққа  қарсы  принциппен  жұмыс  жасайды. 

Алтынның  концентрациясы  көбірек  ерітінді  басты  құрылғының  төменгі  бөлігіне  жіберіледі,  онда 

қаныққан  шайырмен  байланыстырылады,  ары  қарай  құрылғымен  жылжи  отыра  аз  қаныққан 

шайырмен  байланысады.  Шайыр  қанығу  мөлшері  бойынша  басты  құрылғыға  периодты  жүктеледі, 

сәйкесінше мөлшермен жаңарған шайыр сағалы құрылғыға жүктеу жүргізіледі. 

Алтынды  цианидті  шаймалаудан  кейінгі  продуктивті  ерітінді-лерде  жоғарғы  мөлшерлі  мыст 

болады,  ол  айналмалы  ерітінділерде  жинақталады.  Мыс  ионы  айналымды  шайырда  дессорбция 

арқылы сүзіледі. Сорбциядан кейін алтынның концентрациясы 77,04 % құрайды. 

Алтынмен  қаныққан  шайыр  десорбция  колоналарына  жүктеледі  де  тиомачевинаның  8,0-10  % 

және  күкір  қышқылының  2,0-3,0  %  концентрация  әсерімен  алтын  қайтадан  жоғары  концентрацияда 

ерітіндіге  өтеді.  Десорбцияны  қысымның  әсерінсіз  және  50-60  °С  температурада  жүргізеді. 

Операцияны  жүргізу  уақыты  8-10  сағ.  Операция  соңындағы  алтынның  ерітіндідегі  мөлшері  20  г/м

3

 



шайырдың құрамында 150 г/т құрайды. 

Алынған  алтынның  бай  ерітіндісі  электролизге  ұшыратады.  Электролизде  ерітіндіні  өңдеу 

температурасы 20-30 °С тұрақты тоқтың әсерімен жүргізеді. Электролизде алтын болат ватасында – катодта 

тұндырылады.  Катодты  тұнбаны  флюстарды  қосу  арқылы  кептіреді,  күйдіреді  және  балқытып  ДОРЕ 

қорытпасын алады.  Күйдіру  электр  пештерінде  650-750  °С  температурада  10-16  сағат  жүргізеді.  Балқыту 

температурасы  1100-1200  °С  температурада  жүргізеді.  Балқыту  уақыты  пештердің  түрлеріне  байланысты 

болады. Балқытылған алтын құймаларға құйылып үлгісін анықтауға және аффинажға жіберіледі 

 


 

 

369



Әдебиет 

 

1 Плаксин И.Н. «Металлургия благородных металлов», Москва: Металлургиздат, 1958. – 234 с. 

2 Барченков В.В. «Основы сорбционной технологии извлечения золота исеребра и руд». Москва: 

Металлургия, 1982. – 145 c. 

3  Болотова  Л.С.  ДГП  ГНПОПЭ  «Казмеханобр»  Исследования  по  кучному  выщелачиванию 

золота из окиленных руд месторождения «Далаба». Алматы-декабрь. – 2008. 

 

 

ВЫЕМКА ЦЕЛИКОВ ПРИ РАЗРАБОТКЕ НАКЛОННЫХ 



И КРУТОПАДАЮЩИХ ЗАЛЕЖЕЙ 

 

Кабетенов Т., Юсупов Х.А., 

КазНТУ имени К.И.Сатпаева, г. Алматы, Республика Казахстан 

 

В  последние  годы  ввиду  интенсивной  отработки  запасов  полезных  ископаемых  все  актуальным 

становиться  использования  ресурсосбере-гающей  технологии  разработки.  В  этой  связи  на  первое  место 

выходит  проблема  отработки  ранее  оставленных  целиков,  обеспечивающих  максимальное  извлечение 

руды в безопасных условиях. 

В  практике  отработки  запасов  блока  следует  обращать  особое  внимание  на  правильности 

оставления  целиков  различного  назначения,  например  междукамерных,  междуэтажных,  между-

блоковых и целиков оставляемых в днище блока.  

Каждый из рассматриваемых целиков имеет свое назначение, например: 

- междукамерные – поддерживает кровлю  отрабатываемых двух смежных камер  от  обрушения, 

т. е. функция этого целика поддержание ограниченного пространства; 

-    междуэтажные  –  как  правила,  эти  целики  применяются  при  отработке  наклонных  и 

крутопадающих  рудных  тел  различной  мощности  и  предназначены  для  обеспечения  устойчивости 

кровли отрабатываемых камер этажа; 

-    междублоковые  –  применяются  при  разработке  рудных  тел  практически  всех  видов  их 

залегания и предназначены для поддержания блока от обрушения;  

-  целики,  оставляемые  в  днище  блока  –  предназначено  для  поддержания  днища  блока  от 

обрушения наклонных и крутопадающих рудных тел. 

Из  того,  что  изложено,  следует,  что  специально  оставляемые  целики  в  первую  очередь  

обеспечивают  безопасность  работающих  под  землей,  а  во  вторых  их  размеры  не  могут  быть 

бесконечно большим и поэтому они как правила рассчитываются и соответственно в зависимости от 

различных факторов они имеют различные размеры. 

Кроме  этого  при  разработке    перекрывающихся  в  плане  залежей  на  расположение 

междукамерного  целика  (далее  МКЦ)  накладывается  еще  одно  ограничение:  при  малой  мощности 

породного  междупластья  (меньше  30  м) МКЦ  на  перекрывающихся  залежах  должны  быть 

соосны (т.е.  оси  целиков  должны  располагаться  по  одной  вертикальной  линии).  Это  требование 

выполняется,  если  принять  для  всех  перекрывающихся  залежей  единый  размер  сетки  целиков. 

Управление горным давлением при этом заключается в том, что оставленные междукамерные целики 

ограничивают  смещения  вмещающих  пород  и  разрушение  пород  кровли.  При  этом  сами  МКЦ, 

деформируясь  совместно  с  вмещающими  породами,  нагружаются  горным  давлением.  Поэтому 

особое  внимание  при  оставлении  целиков  необходимо  уделить  технологии  и  параметрам  отбойки 

близлежащих к целику руд. 

Вместе  с  тем  установленные  размеры  обеспечивают  устойчивость  целика  при  определенных 

условиях,  например,  устанавливается  определенное  требование  к  ведению  взрывных  работ  с  целью 

снижения  воздействия  взрыва  на  оставляемый  целик.  Таким  образом,  неправильное  ведение 

взрывных  работ  (неправильный  выбор  диаметра  шпура,  завышенный  заряд,  неправильное 

направление  шпура  по  отношению  к  оставляемому  целику,  неправильное  определение  параметров 

шпуровой  отбойки  и.т.  др)  приводит  к  образованию  трещин  в  целике,    за  пределами  оставляемых 

размеров, что приводит к снижению их устойчивости. 

Из  вышеизложенной  следует,  что  одним  из  факторов,  которые  могут  привести  к  снижению 

устойчивости оставляемых целиков является – буровзрывные работы. 

В  этой  связи  нами  разработаны  ряд  мероприятий  связанные  с  ведением  взрывных  работ,  суть 

которых заключается: 


 

 

370 



-  в  правильном  определении  параметров  шпуровой  отбойки  обеспечивающих  минимального 

сейсмического воздействия взрыва на целик при коэффициенте сближения равном 1;  

-  обеспечение возможности регулирования  сейсмического воздействия взрыва в определенных 

пределах путем изменения коэффициента сближения зарядов; 

-  в  снижений  импульса  взрыва  ВВ  в  массив,  которая  предназначена  для  оставления  в  виде 

целика,  путем  опережения  времени  начала  действия  процесса  трещинообразования  над  временем 

начала процесса действия газов взрыва. 

При отработке  маломощных  рудных тел, как правило, целики оставляются часто, и  имеют размеры 

3х2м.  При этом высота этажа составляет 30-50 м, длина блока 40-60 м. Высота уступа принимают равной 

1,5  м  с  длиной  до  15-20  м.  Как  правило,  за  время  отработки  месторождения  или  отдельных  участков 

контуры  целиков  значительно  изменяются.  При  бурении  скважин  по  целикам  часто  встречаются 

трещины и разрушенный массив. Поэтому целики отбиваются, отгружаются и вслед очистными работами 

производят  посадку  кровли  с  учетом  коэффициента  разрыхления.  Целики  отрабатываются  на  границе  с 

зоной обрушения по все ширине камеры. Технология отработки по этой схеме имеет две разновидностей- 

с локальным обрушением налегающей породы и со сплошным обрушением налегающей породы. 

В  нашем  случае  исследования  предлагаются  технология  выемки  целиков  при  крутом  падении 

рудного  тела  и    при  наклонном  падении  рудного  тела.  Как  известно,  при  крутом  падении  рудного 

тела  целики  оставляются  междуэтажные  и  междублоковые.  После  полной  отработки  блока  и 

перехода очистных работ в следующий блок, с откаточной выработки проходят восстающий, которая 

будет использована как буровая выработка. Затем  с восстающего  бурят скважины в целиках на всю 

высоту  этажа.  Параллельно  бурят  шпуры  в  целике  между  откаточной  выработкой  и  выпускным 

горизонтом  для  создания  выпускной  воронки.  Выпускная  воронка  создается  перед  отбойкой 

междублоковых целиков. После создания выпускных воронок производится отбойка междублоковых 

целиков. 

При этом  удельный расход ВВ  определяется в зависимости  от геометрических размеров камер, 

длины  и  диаметра  скважин,  крепости  горных  пород.  Удельный  расход  ВВ  увеличивается  с 

уменьшением мощности руды.. 

На основе исследований установлена зависимость удельного расхода ВВ от относительной ЛНС, 

площади сечения очистной камеры и диаметра скважин [1]: 

3

4



/

,

14



,

0

969



,

0

10



*

45

,



3

49

,



5

м

кг

d

W

d

S

q







где 



S

площадь сечения очистной камеры; 



d

диаметр скважин; 



W

ЛНС скважин.  

Отработка  междукамерных  целиков  при  выемке  наклонных  залежей  производится  следующим 

образом.  Выемка  целиков  осуществляется    их  взрыванием  в  отработанное  очистное  пространство 

путем направленного взрыва в отступающем порядке. Линия отступления должна быть по диагонали. 

При этом удельный расход ВВ определяется по формуле 



2



1

,

0



m

m

b

f

q



где  – крепость отбиваемого массива; m- коэффициент сближения зарядов. 



ЛНС при отбойке определяется 

20

/



f

m

b

d

W





где  d- диаметр заряда. 



Вслед  за  отработкой  междукамерных  целиков  производится  посадка  кровли  очистного 

пространства  с учетом полного их заполнения, рассчитываемое по специальному расчету. Площадь 

обрушаемой  породы    делиться  на  несколько  зон  и  подзоны,  при  этом  отбойка  пород  каждой  из  них 

производится с определенным коэффициентом разрыхления, которая определяется по формуле 

)

1

2



(

1

,



0

7

,



1







i



N

m

k

k

где  





m

количество зон;  



N

порядковый номер зоны;                     



i

порядковый номер подзоны. 

Вместе  с  тем,    взрывные  работы  при  отбойке  полезных  ископаемых  шпуровым  методам  [2] 

осуществляется без учета времени начала действия процесса трещинообразования в разрушаемой среде в 

результате  действия  ударных  волн  и  времени  начала  действия  газов  взрыва  в  зарядной  полости,  что 

приводит к неэффективному использованию энергии взрыва ВВ, повышению сейсмического воздействия 



 

 

371



взрыва,  снижению  устойчивости  целиков.  Поэтому  параметры  шпуровой  отбойки  следует  определять  с 

учетом  времени  начала  действия  процесса  трещинообразования  в  разрушаемой  среде  в  результате 

действия  ударных  волн  и  времени  начала  действия  газов  взрыва  в  зарядной  полости,  при  отбойке 

полезных  ископаемых  для  обычных  и  при  подходе  к  целикам  условии  при  различной  величине  ЛНС 

шпуровых зарядов. 

При  этом  будет  достигаться  снижение  удельного  расхода  ВВ,  потер  полезных  ископаемых, 

сейсмического  воздействия  взрыва,  повышения  устойчивости  целика  за  счет  изменения  диаметра, 

ЛНС и коэффициента сближения шпуровых зарядов при изменении их длины. 

Особенностью  предлагаемого  способа  является  в  разновремен-ности  времени  начала  действия 

процесса  трещинообразования  в  разрушаемой  среде  в  результате  действия  ударных  волн  и  времени 

начала действия газов взрыва в зарядной полости, при отбойке полезных ископаемых. 

При отбойке полезных ископаемых при обычных (рядовых) условиях и известной длине шпура, 

начала действия процесса трещинообразования в разрушаемой среде в результате действия ударных 

волн  и  времени  начала  действия  газов  взрыва  в  зарядной  полости  соответственно  определяют  по 

формулам 

1

t

 и  

2

t



 путем подбора диаметра и ЛНС: 

,

,



66

,

1



41

,

0



82

,

0



41

,

1



1

мс

l

l

a

d

W

t

з

ш











 

,

,



452

,

0



2

мс

l

t

ш



 

причем  


1

t

2

t

                                                                                     

где 



1



t

  время начала действия расширения газов взрвыва в шпуре;   

2

t



время начала действия процесса 

трещинообразования в разрушаемой среде в результате действия ударных волн;

 

ш

l

 

– длина шпура, м; W – 



ЛНС шпуровых зарядов при коэффициенте сближение m, м; а – расстояние между шпурами равной ЛНС, 

м; 


 плотность заряда взрывчатого вещества (далее ВВ), кг/м

3

; d – диаметр шпура;



 



з



l

длина заряда ВВ. 

При  подходе  к    целикам  при  отбойке  полезных  ископаемых  и  известной  длине  шпура,  начала 

действия процесса трещинообразования в разрушаемой среде в результате действия ударных волн и 

времени начала действия газов взрыва в зарядной полости соответственно  определяют по формулам 

1

t

 и  

2

t



 путем подбора коэффициента сближение и диаметра шпура:  

,

,



66

,

1



41

,

0



3

2

1



82

,

0



41

,

1



3

2

1



1

мс

l

l

m

W

d

m

W

t

з

ш

m

m



















 

,



,

452


,

0

2



мс

l

t

ш



 

причем,  

, мс                                                            

где 


1

m



W

ЛНС шпуровых зарядов при коэффициенте  сближение равном, определяемом по  одной из 

известных методик, м;  

 плотность заряда взрывчатого вещества (далее ВВ), кг/м

3



Если, коэффициент сближение m 



 ЛНС определяют из выражения: 

 =  


, м. 

а расстояние между шпурами: 

 



1   ...   55   56   57   58   59   60   61   62   ...   81


©emirb.org 2017
әкімшілігінің қараңыз

войти | регистрация
    Басты бет


загрузить материал