/
Tags: горные работы при разработке месторождений полезных ископаемых общие вопросы горного дела
ISBN: 5—247—00160—5
Text
ЗАКЛАДОЧНЫЕ
РАБОТЫ
В ШАХТАХ
UH 19'
ЗАКЛАДОЧНЫЕ
РАБОТЫ
В ШАХТАХ
СПРАВОЧНИК
Под редакцией
члена-корреспондента АН СССР
Д. М. БРОННИКОВА,
профессора
М. Н. ЦЫ ГА Л ОВД
&50&U
ББК 33.1
3-11
УДК 622.273.2(031)
Авторы. Д М. БРОННИКОВ (гл. 2, разд. 22.1—22.5; гл. 23),
М. Н. ЦЫГАЛОВ (гл. 1—3; 5; 8; 15—18; 20; 21), М. И. БЕСКОВ (гл 1,
разд. 8.1; гл. 13, 20; разд. 22.6; 24.5), Н. Ф ЗАМЕСОВ (гл. 10; разд. 22.1—
22.5), И. Т. СЛАЩИЛИН (гл. 6; 14; разд. 22.1—22.5; 24.1—24.3),
В. Н. КАЛМЫКОВ (гл. 10; 12), Ю. М. ЦЫГАЛОВ (гл. 7; 9; разд. 19 4;
23), В. Д. ПЕЧЕНКИН (гл. 11), А. М. ЦЫГАЛОВ (гл. 4), М. Г. СУЛЕЙ-
МАНОВ (гл. 15), 3. В. ЯКОБСОН (гл. 6), X. И. АГЛЮКОВ (гл. 1; 13),
В. И. ШТЕЛЕ (разд. 24.4), А. П. ИЛЮШИН (разд. 19.4), М. В. РЫЛЬ-
НИКОВА (гл. 12), Н. И. АКСЕНОВ (разд. 19.1—19.3), В. Т. БЕЛЫХ
(гл. 3), А. В. КАРЯКИН (гл. 16).
Рецензент др техн, наук, проф. В. Р. Именитое
Закладочные работы в шахтах: Справочник/
3-11 Под ред. Д. М. Бронникова, М.. Н. Цыгалова. —М.: Недра,
1989. — 400 с.: ил.
ISBN 5—247—00160—5
Освещены назначение закладки и целесообразность ее применения
в различных горнотехнических условиях. Рассмотрены свойства за-
кладочных материалов и предъявляемые к ним требования. Изложе-
ны сведения по подготовке материалов к закладке, составу закладоч-
ных смесей, способам и режимам формирования закладочных масси-
вов. Приведены методы расчета прочности и устойчивости закладочных
массивов. Рассмотрены технологические схемы закладочных работ при
различных видах закладки и способах возведения закладочных масси-
вов, системах разработки и их параметрах. Даны техиико-экоиомиче-
ская оценка и область применения закладки на подземных рудниках,
а также методы технико-экономических расчетов при проектировании
закладочных работ.
Для инженерно-технических работников предприятий и организа-
ций горной промышленности.
250100
78—88
5-247—00160—5
ББК 33.1
© Издательство «Недра», 1989
ПРЕДИСЛОВИЕ
Для горнодобывающих предприятий важное значение при-
обретает решение проблем освоения новых месторождений, ра-
ционального использования недр и земельных площадей, внед-
рение в производство безотходных и ресурсосберегающих тех-
нологий, повышение рентабельности действующих рудников.
Опыт отечественных и зарубежных предприятий свидетель-
ствует о том, что наиболее полное решение перечисленных за-
дач возможно в результате применения систем разработки с
закладкой выработанного пространства твердеющими смесями
или сыпучим материалом. В настоящее время системами с за-
кладкой добывают 30% руд цветных металлов, около 10% руд
черных металлов, большой объем пустот заполняют солеотхо-
дами на калийных рудниках Урала. Эта технология осваивается
для разработки коренных алмазных месторождений Якутии,
золоторудных залежей в зонах многолетней мерзлоты и других
условиях. Применение твердеющей закладки с заранее установ-
ленными компрессионными свойствами позволило включить в
эксплуатацию значительные запасы ценных руд охранных це-
ликов.
Для современных рудников характерны высокая интенсив-
ность разработки месторождений, быстрое перемещение горных
работ на глубину и более сложные условия. Системы разработ-
ки с открытым выработанным пространством должны будут
вытеснены системами с закладкой или с обрушением из-за
больших размеров естественных целиков, интенсивно возраста-
ющего горного давления.
В результате применения твердеющей закладки в три-четы-
ре раза снижаются потери и разубоживание руды при добыче,
за счет чего обеспечивается высокий экономический эффект и
окупаются затраты на закладочные работы.
Использование закладки позволит усовершенствовать тра-
диционные способы вскрытия, схемы подготовки этажей (пане-
лей), создать и освоить восходящий порядок разработки место-
рождений. Это обстоятельство дает возможность стволы шахт
размещать в непосредственной близости от рудоносной толщи,
сокращая до предела длину квершлагов и проходя их сразу на
всю разведанную глубину месторождения, а отработку начи-
нать с самого глубокого горизонта и вести поэтажно вверх, т. е.
работать над выработанным пространством, предварительно
заложенным твердеющей закладкой.
Новая технология открывает широкие возможности для за-
хоронения в шахтах многих отходов производства в составе
твердеющей или сыпучей закладки, что в сочетании с сохране-
нием подрабатываемой территории обеспечивает большую эко-
номию земельных ресурсов, вносит значительный вклад в охра-
ну природной среды. Это имеет важное значение, так как раз-
мер пахотных земель в расчете на одного человека в нашей
стране, несмотря на предпринимаемые меры, постоянно сни-
жается.
Изложенное свидетельствует о больших потенциальных воз-
можностях технологии разработки месторождений с закладкой
выработанного пространства.
Естественно, что этой технологии за последние два десятиле-
тия посвящено множество публикаций в виде статей, моногра-
фий, но большинство из них носит разрозненный характер. Си-
стематизация имеющихся сведений о технологии разработки
рудных и угольных месторождений с закладкой впервые осуще-
ствлена при подготовке данного справочника.
В книге рассмотрен весь комплекс технологии разработки
месторождений с закладкой, включая вскрытие, подготовку, си-
стемы разработки, характеристику закладочных материалов,
способы возведения искусственных массивов. Особое внимание
уделено методам обоснования нормативной прочности и стати-
ко-динамическим нагрузкам, расчету параметров трубопровод-
ного транспорта смесей, определению необходимых компресси-
онных свойств закладки для предохранительных целиков.
Глава 1
НАЗНАЧЕНИЕ ЗАКЛАДКИ
1.1. ОСНОВНЫЕ ТЕРМИНЫ и понятия
Закладка выработанного пространства — вид управления
горным давлением.
Закладка — совокупность процессов, охватывающих приго-
товление, складирование, транспортирование и укладку закла-
дочного материала в выработанном пространстве; материал,
размещаемый в выработанном пространстве.
Гидравлическая закладка — породный или песчаный матери-
ал, транспортируемый с помощью энергии потока воды без
вяжущих компонентов. В ряде случаев может твердеть за счет
некоторых естественных процессов.
Пневматическая закладка — подача сухой породной заклад-
ки в выработанное пространство за счет энергии сжатого воз-
духа.
Предохранительный целик — часть горного массива, распо-
ложенная под охраняемым объектом и предназначенная для
его защиты от вредного влияния горных разработок.
Искусственный массив — массив закладочного материала,
возводимый в выработанном пространстве.
Твердеющая (цементированная, ледяная, бетонная и др.) за-
кладка — в которой составные компоненты формируются в мо-
нолит под воздействием вяжущего, кристаллизации (соль), от-
рицательной температуры и других факторов. Массивы из твер-
деющей закладки способны сохранять устойчивость вертикаль-
ных и горизонтальных обнажений.
Комбинированный искусственный массив — участки, зало-
женные твердеющей и сыпучей закладкой.
Закладочный материал — материал, предназначенный для
заполнения выработанного пространства; подразделяют на две
группы: I — горные породы, добываемые в специальных карье-
рах (песок, гравий, галька, дробленые коренные породы); II —
отходы производства различных отраслей промышленности (по-
рода из проходческих и подготовительных выработок, хвосты
обогащения и др.).
Склады закладочного материала — сооружения для приема,
временного хранения и выдачи закладочного материала. В за-
висимости от конструкции и оборудования, а также способов
загрузки и разгрузки склады различают: открытые и закрытые,
скреперные, магазины-склады, бункерные и полубункерные.
Закладочный ствол — вертикальная или наклонная выработ-
ка, имеющая выход на поверхность и предназначенная для спус-
ка закладочной смеси.
Закладочный шурф — неглубокая вертикальная или наклон-
ная выработка, предназначенная для спуска закладочного ма-
териала в выработанное пространство с поверхности.
Закладочная скважина — скважина, служащая для подачи
закладочной смеси в шахту.
Закладочный трубопровод — трубопровод для транспортиро-
вания закладочного материала. Его диаметр 100—400 мм, дли-
на до 3 км.
Закладочный комплекс — промышленный объект по приго-
товлению, транспортированию и размещению в выработанном
пространстве закладочной смеси; при необходимости включает
в себя подготовку и временное хранение исходных компонентов
закладочной смеси.
1.2. УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ ЗАКЛАДКИ
Закладка применяется в весьма разнообразных условиях
(табл. 1.1).
В любых условиях в результате применения закладки повы-
шается полнота извлечения, улучшается охрана недр и окружа-
ющей среды и др. Например, одновременная отработка залежей
на нескольких этажах месторождения способствует не только
интенсификации добычи руды, но и повышению ее качества.
1.3. СВОЙСТВА ЗАКЛАДКИ
Прочностные свойства, плотность, пустотность. Прочностные
свойства закладочного материала оценивают обычно по преде-
лу прочности на одноосное сжатие, иногда дополнительно на
двухосное сжатие, срез, растяжение, изгиб.
В инженерных расчетах наиболее распространен предел
прочности на одноосное сжатие (ГОСТ 310.2 — 76, 310.3 — 76,
310.4 — 81), который определяют в результате испытания об-
разцов:
= (1Л)
Г
где k — коэффициент, учитывающий размеры образца; при ве-
личине его стороны 7, 10, 15 и 20 см равен соответственно 0,85;
1,00; 1,05 и 1,10; Р — разрушающая нагрузка, Н; F — площадь
рабочей поверхности образца, мм2.
Опытные образцы изготавливают в виде кубиков в кассете
с парафиновой изоляцией. Испытания проводят через 28, 60,
90 сут. Хранят образцы во влажных опилках при нормальной
Таблица 1.1
Цель и условия применения закладки
Цель • Условия
Повышение полноты и качества извлечения руд Отработка охранных целиков Селективная выемка, разработка сложных ме- сторождений Разработка месторождений ценных руд
Разработка месторожде- ний в сложных горно- технических и горно-гео- логических условиях Сильнообводнеииые месторождения Неустойчивые руды и вмещающие породы Разработка пожароопасных месторождений Разработка-*глубоких горизонтов
Интенсификация разра- ботки месторождений Совместная разработка открытым и подземным способами Опережающая разработка Восходящая разработка
Улучшение условий тру- да Разработка удароопасных месторождений
Охрана окружающей среды Охрана недр, земли, лесных массивов, водных бассейнов и т. д. Утилизация отходов производства
температуре. В каждый срок испытывают по три образца и оп-
ределяют среднее значение, десятый — резервный. Если проч-
ность опытного образца отклоняется в меньшую сторону от мак-
симальных значений других более-чем на 15%, то его бракуют.
Скорость нагружения образца во время испытаний 0,2—
0,3 МПа/с.
Для выравнивания давления, действующего на поверхность
образца, между ним и плитами пресса помещают прокладки из
листов кальки, покрытых парафином (ГОСТ 8905—82).
Прочность искусственного массива по мере твердения увели-
чивается. Так, для шлакоцементных массивов она составит:
возраст твердения массива, сут . . 28 90 180 360 720 1080
предел прочности, МПа . . . . 1,0 1,2 1,4 1,6 1,9 2,0
Предел прочности на растяжение ойределяют методом рас-
калывания (ГОСТ 10180—78); используются стержни диамет-
ром 10 мм, результаты подсчитывают по формуле
Ор=2Р/(л/2), (1.2)
где / — размер стороны образца кубической формы, м.
Предел прочности на изгиб определяют в результате испы-
тания балочек размерами 70X70X250 мм (для составов с мак-
симальной крупностью заполнителя 2,5 мм) и ЮОХЮОХЗООмм
(с максимальной крупностью заполнителя =С30 мм):
Оиз=-Ми/№', (1.3)
где M^Pl/Q, — изгибающий момент, при котором происходит
разрушение, Н-м; I — расстояние между опорами балочки, м;
iW/=fc/i2/6 — момент сопротивления балочки, м3; b, h — собст-
венно ширина и высота сечения балочки, м.
Корреляционные связи между пределами прочности на рас-
тяжение орас, изгиб Низ и пределом прочности на одноосное
сжатие осж в интервале оСж= 1-5-6 МПа:
Орас = 0,225осж + 0,45;
Оиз = 0,4цсж+0,1. (1.4)
Предел прочности на растяжение в 3—4 раза меньше, чем
на сжатие при мелкозернистом заполнителе. С увеличением
крупности заполнителя (>5 мм), а также при неокатанной
форме зерен это соотношение возрастает до 5—6 раз.
Предел прочности на срез определяют сжатием. Образец
кубической формы с размером грани 10 см помещают в спе-
циальную матрицу между плитами пресса. Испытание проводят
при трех углах среза 30, 45 и 60°:
где а—-угол среза, градус.
Угол внутреннего трения определяют упрощенным методом,
при котором испытание на срез проводят только при двух уг-
лах 45 и 60°. Через полученные точки А и В проводят прямую
(рис. 1.1). Отрезок, отсекаемый этой прямой на оси ординат,
дает величину сцепления С — предел прочности образца на срез
при отсутствии нормальных напряжений. Угол между предель-
ной прямой и осью абсцисс—угол внутреннего трения заклад-
ки ф.
Величина сцепления
С=0,38оСж+0,5. (1.6)
Величина пустотиости (ГОСТ 8735—75):
77= f 1—М 100, (1.7)
\ Ро У
где рн — насыпная плотность, кг/м3; р0 — плотность, кг/м3.
Плотность — масса единице объема абсолютно сухого мате-
риала при полном отсутствии жидкой и газообразной форм
Рис. 1.1. Схема к определению угла
внутреннего трения и сцепления
Рис. 1.2. Графики зависимости ко-
эффициента пористости е (а) и де-
формации е (б) от напряжения с
включений; определяют чаще всего пикнометрическим спосо-
бом.
Насыпная плотность — масса единицы объема вещества в
естественном состоянии с присутствующей газообразной фор-
мой включений; определяют взвешиванием объема материала,
высушенного до постоянной массы в мерном цилиндре (ГОСТ
8735—75), с размерами, приведенными в табл. 1.2.
Материал насыпают в предварительно взвешенный цилиндр
с высотой 10 см до образования конуса, который снимают вро-
вень с краями (без уплотнения), после чего цилиндр с материа-
лом взвешивают,
Тн=^^-. ‘ ' (1-8)
где gi — масса мерного цилиндра, кг; g2— масса мерного ци-
линдра с материалом, кг; V — объем мерного цилиндра, м3.
Плотность твердеющей закладки определяют в результате
взвешивания стандартных образцов кубической формы с раз-
мерами грани 7, 10, 15 и 20 см.
Упругие и деформационные свойства. Модуль упругости
Е — коэффициент пропорциональности между напряжением о
с соответствующей ему относительной деформацией б; числен-
Таблица 1.2
Размеры мерного цилиндра
Наиболь- шая крупность материа- ла, мм Объем, м3 Диаметр, мм Высота, мм Наиболь- шая крупность материа- ла, мм Объем, м3 Диаметр, мм Высота, мм
—10 0,005 185 185 —40 0,02 294 294
—20 0,01 234 234 4-40 0,05 400 400
Ио равен напряжению, которое обеспечивает относительную де-
формацию, равную единице,
£=ц/е. (1.9)
Модуль общей деформации Ео — характеристика, аналогич-
ная модулю упругости; выражает пропорциональность между
общими деформациями (обратимыми и необратимыми) и вызы-
вающими их напряжениями,
£o = Oo/Eo. (1.10)
Характеристики сжимаемости определяют в результате ис-
пытания образцов в компрессионных приборах в условиях от-
сутствия боковых деформаций. По результатам испытаний
строят компрессионные кривые (рис. 1.2).
Спрямляя компрессионную кривую на участке, в качестве
характеристики сжимаемости получают коэффициент уплотне-
ния, который измеряется в Па4:
где е = = —коэффициент пористости; п—1 =
Ти Угг 1 е
=1 — т = t ------пористость; — насыпная
плотность, кг/м3; ро — плотность, кг/м3; т — -у- = t е-объ-
ем твердых частиц Ут в единице объема V.
Взаимосвязь относительных деформаций е и сжимающих на-
пряжений определяется по результатам компрессионных испы-
таний:
ei —е2 _ Afe. н 191
где Ci и е2 — коэффициенты пористости соответственно началь-
ный и конечный; Дй— суммарная величина усадки образца с
первоначальной высотой h.
Модуль упругости для спрямленного участка
<113)
eg i>jL Cj eg
Статические модуль упругости Ест и коэффициент Пуассо-
на р определяют на образцах кубической формы с помощью
тензометров ТА-2 (ГОСТ 24452—80, 24544—81). Для измерения
продольных деформаций тензометры располагают в направле-
нии нагружения образца, поперечных — перпендикулярно к
нему:
Ест= (О2 О1) / СпроДэ
Ц = Влол/Впрод» (1.14)
где О1 и о2 — напряжения в образцах между интервалами их
нагружения, МПа; блоп и епрод-—поперечные и продольные от-
носительные деформации образцов.
Взаимосвязь статического модуля упругости с пределом
прочности материала на одноосное сжатие:
£Ст= Ю3(2,31g Осж+0,8). (1.15)
Динамический модуль упругости
5.-CW " <‘.16)
где р — плотность твердеющей закладки, кг/м3; Cnpoa=l/t—
скорость распространения.продольных волн в образце, м/с; I —
длина образца, м; t — время распространения волн в образце, с.
Динамический коэффициент Пуассона
Рд=(0,5 — £2)/(1— Я2), (1.17)
где Д = Споп/Спрод — скорость распространения поперечных волн
в образце, м/с.
Взаимосвязь динамического модуля упругости твердеющей
закладки п предела прочности материала на одноосное сжатие:
Ед= 103(8,331п Осж/1,5) при осж>2—10 МПа. (1.18)
Взаимосвязь статического и динамического модулей упру-
гости твердеющей закладки:
£ст=0,15£д’А (1.19)
Компрессионные свойства. Компрессионные свойства заклад-
ки— степень усадки под внешней нагрузкой при одноосном или
объемном сжатии; оценивают относительными деформациями.
В условиях одноосного сжатия деформация ei от главного
напряжения oi определяется по закону
Е1 = щ/£, (1.20)
Рис. 1.3. Схема элементарного объе-
ма искусственного массива в объем-
но-напряженном состоянии
Рис. 1.4. Схема конструкции стабилометра:
7,7 — краны; 2 — образец; 3 — верхний и нижний поршни; 4 — шток; 5 — резиновая обо-
лочка; 6 — камера
Рис. 1.5. Схема установки для ис-
пытания компрессионных свойств
образцов твердеющей закладки:
1 — опорная плита; 2 — прессформа; 8 — за-
кладка; 4 — пуансои; 5 — шток пресса; 6 —
индикатор часового типа; q — нагрузка
Рис. 1.6. Диаграмма напряжение —
деформация (о—ек) для образцов
твердеющей закладки различной
прочности:
1, 2, 3, 4 — предел прочности образцов на
одноосное сжатие соответственно 2,5; 3;
3,5; 4 МПа; I—I\ II—II — границы обла-
стей различного состояния; А и С — точки
перегиба кривых
где Е — модуль упругости закладки, МПа.
В сплошном искусственном массиве материал находится в
объемном сжатии (рис. 1.3). Напряженно-деформированное со-
стояние описывается уравнением теории упруго-пластических
деформаций:
равновесия
Ох = о.(у = оЛ=ооД+Рз2Х; (1.21)
Ог = Ooi + р32!;
по направлениям координатных осей
Ех = ^1°х—Н(^ + &г)]; (!-22)
es=4-[°»—H(oz+oJ];
sz = -i-[o2—р^ + Оу)],
где ож, ву, oz—напряжения соответственно по осям х, у и z;
Ooi — вертикальные напряжения в верхней части искусственно-
го массива (давление нА искусственный массив); р3 — плот-
ность закладки, кг/м3; Z—коэффициент бокового распора за-
кладки; Е, р — модуль упругости и коэффициент Пуассона.
Компрессионные свойства закладочного материала в усло-
виях объемного сжатия испытывают на стабилометрах (рис.
1.4).
Схема лабораторной установки для определения компресси-
онных свойств закладочного материала показана на рис. 1.5.
Размер стороны кубической обоймы 10 см, высота цилиндриче-
ской обоймы 10 см, внутренний диаметр 112 мм, толщины стен-
ки обоймы 20 мм. Для испытаний закладочную смесь залива-
ют в обоймы и хранят в нормальных условиях до 180 сут. Па-
раллельно заливают контрольные образцы кубической формы
для испытания на одноосное сжатие. В процессе сжатия мате-
риала в обойме можно выделить три его состояния (рис. 1.6).
Первая — область упругих деформаций, распространяющаяся от
начала координат до линии I—I, после снятия нагрузки про-
исходит полное восстановление размеров образца. Вторая —
область упругопластичных деформаций; третья — область пол-
ного разрушения прочностных связей, уплотнения пор материа-
ла в обойме, которое наступает на линии II—II. Разрушенный
материал продолжает воспринимать все возрастающую нагруз-
ку. Точки С на кривых нагружения фиксируются по незначи-
тельному замедлению роста относительной деформации при по-
стоянном увеличении нагрузки. По физической сущности этот
участок характеризует сжатие, переуплотнение несцементиро-
ванного (сыпучего) закладочного материала.
Рис. 1.7. График зависимости деформаций et от длительности нагружения t
при различных отношениях давлений о на образец к его условно-мгновен-
ной ПРОЧНОСТИ Омг
Рис. 1.8. График взаимосвязи меж-
ду е(/ек и а/амг
Взаимосвязь условно-мгновенной прочности омг и предела
длительности прочности на одноосное сжатие оСж аппроксимиру-
ется зависимостью
Омг— 1,66(Гсж 0,5.
(1.23)
Коэффициент компрессионного сжатия при длительном на-
гружении примерно в 1,5 раза выше, чем при кратковременном
(рис. 1.7). Полное значение коэффициента компрессионного
сжатия при кратковременном и длительна.. нагружениях ап-
проксимируется уравнением
еп = ек+е/= Ек( 1+Г1—exp f — 0,62- 10-2-^-
| | \ амг
при условии, ЧТО 0^О^/оМг^ 1,6,
еп = Ек {1 + 0.6211 — ехр (—0,97 • 10-3
(1.24)
(1-25)
если
1,6.
С увеличением соотношения о/оМг компрессионное сжатие
падает (рис. 1.8) (табл. 1.3, 1.4).
Коэффициент фильтрации /<ф— это скорость фильтрации
при напорном градиенте, равном единице. Определяют с по-
мощью откачки и налива в натурных условиях на приборах и
путем вычисления по данным механических анализов и порис-
тости закладки. Для ориентировочных данных испытания про-
водят на трубке СПЕЦГЕО.
Таблица 1.3
Деформации закладки на рудниках Норильского ГМК
°/®сж Деформации закладки е, '%
9 песок 4-цемент гра нш л а к+це м ент+ а н - гндритовое вяжу- щее-Ьдробленые породы фракции 0—5 мм
1 1,3 0,8
2 2,7 1,8
3 4,0 2,3
4 5,3 3,1
5 6,7 4,2
6 &,2 5,0
Таблица 1.4
Деформации закладки Саткииского месторождения магнезита (проект)
°/°<ж Деформации заклад- ки е, % (гран- in лак+цемент+дроб- леные породы фрак- ции 0—25 мм) °/°сж Деформации заклад- ки е, % (гран- iii лак+цемент4-дроб- леные породы фрак- ции 0—25 мм)
1 0,5 4 2,7
2 1,6 5 3,0
3 2,1 6 3,5
По водопроницаемости и коэффициенту фильтрации (м/сут)
искусственные массивы подразделяют на:
практически водонепроницаемые Лф = 0—0,01 — гидрозакла-
дочные массивы, представленные илистыми тонкими шлаками,
с высоким расходом цемента;
слабопроницаемые /<ф=0,01—20 — гидрозакладочиые масси-
вы, представленные мелкозернистыми песками, фракциями ОФ
с примесью глины, пыли и илистыми фракциями; твердеющие
закладочные массивы па тонкозернистых заполнителях;
среднепроницаемые Дф = 20 — 500 — массивы из крупно- и
среднезериистых песков, с примесью глины до 30%; твердеющие
смеси на основе шлако-цементных вяжущих;
легкопроницаемые Аф >500— гравий с небольшой примесью
песка, крупнообломочн’ые породы.
Интенсивность схватывания смесей. Продолжительность
схватывания устанавливают с помощью иглы диаметром 1,1 мм,
прикрепленной к цилиндрическому стержню массой 300 г, сво-
бодно перемещающемуся по штативу (ГОСТ 310.3—76). Пробу
смеси толщиной 4 см устанавливают в цилиндре под иглой
прибора. Начало схватывания фиксируют, если игла при погру-
жении в смесь не достигает дна на 1 мм, конец схватывания —
если игла погружается в смесь на 1 мм. Испытания повторяют
три раза. Сроки схватывания смесей с различными вяжущими
Начало
Окончание
Шлакопортландцемент..........................1ч
Шлакопортландцемент с глиной (1:1) . . 5 ч 40 мин
Доменный шлак первого сорта с портландцемен-
том (3%).....................................6 ч
Зола с электрофильтров ТЭЦ .... . 1 ч 30 мии
12 ч
32 ч
32 ч
14 ч 30 мин
Смеси на портландцементе схватываются спустя I ч после
затворения водой. Добавление глинистого материала флегма-
тизирует цементный раствор, и схватывание наступает через
5—6 ч.
Интенсивное нарастание прочности происходит в первые
3 мес. Прочностные свойства закладочных массивов на слож-
ных вяжущих с добавкой цемента за 3-летний период повыша-
ются до 40%. В расчетах за нормальную обычно принимают
прочность в возрасте твердения 3 мес, а последующий прирост
рассматривают как коэффициент запаса.
1.4. ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ
ЗАКЛАДОЧНЫХ МАТЕРИАЛОВ НАУГОЛЬНЫХ ШАХТАХ
В основных угледобывающих бассейнах чаще применяют за-
кладочные материалы из осадочных горных пород угленосной
толщи: песчаников, аргиллитов, алевролитов. Физико-механи-
ческие свойства закладочных материалов, используемых на
предприятиях Кузнецкого бассейна, приведены в табл. 1.5.
На шахтах Донецкого бассейна основные виды закладочных
материалов — дробленые шахтные породы от проведения гор-
ных выработок и породы отвалов (табл. 1.6). При разработке
крутых пластов в Центральном районе Донбасса могут также
использоваться отходы углеобогащения и шлаки ГРЭС как до-
бавки к шахтным породам.
На предприятиях Карагандинского бассейна используют за-
кладочные материалы, содержащие примерно в равных объ-
емах песчаники, алевролиты и аргиллиты (табл. 1.7). Для гид-
равлической закладки применяют также сокурские пески; в пер-
спективе оно будет ограничено. Прочность закладочного мате-
риала, уложенного в выработанном пространстве гидравличе-
ским способом, снижается по сравнению с первоначальной при-
мерно на 20%.
На шахтах Ткибули-Шаорского месторождения перспектив-
ные закладочные материалы — дробленые известняки и шахт-
ная порода (табл. 1.8, 1.9).
Влажность закладочных массивов в среднем составляет 8—
12%.
t
и
о
R
cd
S
cd
s
X
3
X
rt =
e ®S
cd'»
« О
»S
I
V
x
IQ
cd
Ef
К
4
Ю
cd
H
s
X
cd
X
<u
2
X
X
x
ь
cs
X
X
X
«
s
e
c
cd
X
2—422
Таблица 1.6
Физико-механические свойства закладочных материалов (песчаник, аргиллит,
алевролит), применяемых на шахтах Донецкого бассейна
Из подготовитель- ных выработок шахт (пологое падение) Из подгото- вительных выработок шахт (кру- тое падение) Из отвалов шахт
Свойства нм. Засядько ИМ. Калинина О о л S о хи нм. Гаевого «Красный Октябрь» о о m aS «Красный Октябрь»
Г ранулометрический состав (мм), %: 60 6,8 6,2 7,0 7,6 7,2 2,8 2,6
40-60 20,6 20, 0 21,6 21,0 22,0 19,0 18,5
20—40 27,3 26,7 28,3 27,9 27,2 25,7 25,9
10—20 19,1 19,9 18,1 18,0 18,4 24,0 24,5
5—10 20,4 20,2 16,9 17,6 16,6 18,0 17,9
2,5—5 2,8 3,2 3,8 3,9 4,1 4,4 4,5
1,2—2,5 1,2 1,8 9,2 2,4 2,8 3,6 3,7
1,2 1,8 2,0 2 1 2,0 2,1 2,9 2,8
Плотность, кг/м3 2600 2800 2620 2700 2680 2450 2410
Насыпная плотность, кг/м3 1600 1700 1650 1650 1650 1600 1600
Предел прочности на сжа- тие, МПа Деформация при давлении 8,6 МПа, % 13—25 51— 67 40-50 — 29—67 16—47 15-46
30 28 30 — 29 30 30
Коэффициент фильтрации, м/с — — — 1,27 1,20 1,25 1,21
Угол естественного откоса, 28 28 28 28 28 29 29
градус Содержание горючих, % 4—6 — 4—10 7—12 6—11 10—15 10—15
Таблица 1.7
Физико-механические свойства закладочных материалов,
используемых на предприятиях Карагандинского бассейна
Свойства Песчаник Аргил- лит Алев- ролит Горелая порода Пески со- курские
ме лко- । зернистый | средне- зернистый
Плотность, кг/м3 2480 2460 2660 2490 2390 2700
Насыпная плотность, 1450 1450 1500 1450 1400 1600
кг/м3 Предел прочности на 38—64 29—34 23—39 47—68 74—117
сжатие, МПа Деформация (%) при давлении, МПа: 2,8 7,7 10,0 18,2 12,9 10,5
7,0 14,1 18,5 26,8 20,8 15,3 —
11,2 Угол естественного от- 19 41—42 22,4 41—42 35 26,4 35 32 11 30
коса, градус Коэффициент фильтра- ции. м/с 0 005 0,003 0,003 0,003 0,002
Жл7
Таблица 1.8
Физико-механические свойства закладочных материалов,
используемых на шахтах Ткибули-Шаорского месторождения
Свойства Известняки дробле- ные, фракция 0—25 мм Порода шахтная дробленая, фракция 0—40 мм
Плотность, кг/м3 2690—2790 2660—2770
Насыпная плотность, кг/м3 1570 1470
Деформация (%) при давлении,
МПа:
5 9,0 16
10 15,0 22
15 18,0 23
20 18,5 25
Угол естественного откоса, градус:
насыпного 41 40
намывного 37 35
Коэффициент фильтрации, м/с 0,012 0,008
Таблица 1.9
Плотность и пористость закладочного массива
при гидравлической закладке
Тип закладочного материала Плотность, кг/м13 Пористость, /%
Кусковые материалы пород (кузнецкая свита) Песчаники Ткибули-Шаорского месторождения Породы из горных выработок Донецкого бас- сейна Породы из отвалов шахт Донецкого бассейна 1550—1650 1340—1890 1430—1580 1460 35—40 40—49 37—56 36—53,6
Таблица 1.10
Гидравлическая крупность фракций закладочного материала
Фракция закладочного материала Плотность, кг/м3 Размер ча- стиц, мм Гидравлическая крупность (м/с) применительно к
жидкости (воде) газу (воз- духу)
Пылевая 2500—2800 0,05—0,25 0,147-Ю-2 0,249-10-’ 0,09—0,9
Песчаная 2500—2800 0,25—1,0 0,249-10-’ 0,108 0,9—4,0
Мелкозернистая 2500—2800 2,5—5,0 0,212—0,300 8,5—14,3
Крупнозернистая 2500—2800 5—10 0,300—0,425 14,3—18,0
Кусковая 2500—2800 10—15 15—25 15—40 40—75 75—100 0,425—0,520 0,520—0,672 0,672—1,09 1,09—1,49 1,49—1,73 18,0—22,0 22,0—27,5 27,5—36,0 36,0—50,2 50,2—60,3
Значения гидравлической крупности (скорость равномерно-
го падения частиц в спокойной жидкости; применительно к воз-
духу— скорость витания) фракций закладочных материалов
приведены в табл. 1.10.
Глава 2
СПОСОБЫ ВОЗВЕДЕНИЯ ЗАКЛАДОЧНЫХ МАССИВОВ
2.1. ТИПЫ ЗАКЛАДОЧНЫХ МАССИВОВ
Закладочные массивы по физико-механическим свойствам
подразделяют на твердеющие, сыпучие и их комбинации.
Искусственные целики имеют различную форму и размеры,
их возводят с помощью твердеющей закладки, бетонных бло-
ков или бетона. Искусственные целики больших размеров со-
здают путем заполнения отработанных камер твердеющей за-
кладочной смесью, небольшого объема прямоугольной формы с
размерами сторон порядка 3X3 м или 3X5 м возводят с по-
мощью опалубки, а также круглого сечения диаметром 3 м из
бетонных блоков с последующим расклиниванием под кровлей.
Объем применения искусственных целиков в общем балан-
се закладочных работ составляет 10—15%. Чаще такие целики
используют в сочетании с сыпучей закладкой всего оставшегося
объема выработанного пространства; такой массив называют
комбинированным.
Сплошная твердеющая закладка — это наиболее распрост-
раненный тип закладочных массивов. Выработанное простран-
ство в пределах слоя или камеры заполняют твердеющей сме-
сью, в результате создаются примыкающие друг к другу искус-
ственные массивы.
Комбинированный закладочный массив — серия периодиче-
ски чередующихся между собой по простиранию и глубине твер-
деющих и сыпучих закладочных массивов. Обычно возводят их
через один. Оптимальное соотношение размеров по ширине за-
кладочных массивов двух типов устанавливают по минималь-
ной себестоимости 1 м3 комбинированного закладочного мас-
сива.
2.2. КЛАССИФИКАЦИЯ СПОСОБОВ ВОЗВЕДЕНИЯ
Многообразие горнотехнических условий разработки место-
рождений предопределило создание нескольких способов возве-
дения искусственного массива (табл. 2.1).
*Г а б л и ц a 2.1
Классификация способов возведения закладки (по М. Н. Цыгалову)
Вид закладки и способы возведения Особенности
1. Твердеющая закладка С вяжущими веществами, реагирующими с во- дой
Литой В выработанное пространство подается готовая смесь
Инъекционный Заполнитель пропитывают вяжущим раствором в выработанном пространстве
П олу р аздельный Заполнитель и вяжущее подают раздельно и смешивают в выработанном пространстве
Гидрозакладочный с вяжущей добавкой 2. Ледяная закладка Собственно ледяной Ледяной с песком, дробленой породой и т. д. 3. Блочная закладка 4. Сыпучая закладка (гидравлический спо- соб) 5. Сухая закладка Самотечный Механический Несущей средой заполнителя служит вода Послойное намораживание в условиях многолет- ней мерзлоты • * Каменные блоки скрепляют вяжущим раствором Закладочный материал перемещается водой по трубам Закладочный материал заполняет выработку под действием свободного падения Закладочный материал распределяют в выработ- ке машинами механического действия
Пневматический Закладочный материал транспортируют по тру- бам и забрасывают в выработку сжатым возду- хом
2.3. КРАТКАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА СПОСОБОВ
Твердеющая закладка. При литом способе закладочная смесь
содержит воду (300—400 л на 1 м3 смеси) и мелкозернистый
заполнитель (песок) при большом4 удельном расходе вяжущего.
Состав смеси подбирают так, чтобы обеспечивалась необходи-
мая прочность закладки, ее экономичность и транспортабель-
ность самотеком по трубам на значительное расстояние по го-
ризонтали за счет статического напора или с использованием
энергии сжатого воздуха. Отличительная особенность смеси —
ее консистенция, которая подбирается таким образом, чтобы за-
полнитель находился во взвешенном состоянии в несущей среде
(вяжущем растворе). Минимальный расход воды позволяет со-
кратить содержание вяжущего-—наиболее дорогостоящего ком-
понента.
Достоинства способа — высокое качество закладочного мас-
сива. Недостатки — большие затраты на дополнительное дроб-
ление отвальной породы, используемой в закладку, сложная
технология приготовления и транспортирования смеси.
Литой способ применяют при отработке охранных целиков,
совместной разработке месторождений открытым и подземным,
способами, добыче руд высокой ценности с целью снижения
ущерба от разубоживания, при возведении искусственных над-
штрековых целиков и потолочин, искусственной кровли при нис-
ходящей слоевой выемке руды.
Инъекционный способ заключается в подаче по трубам с по-
верхности вяжущего раствора в выработанное пространство,
предварительно заполненное дробленой породой в результате
проводившихся закладочных работ или от самообрушения очи-
стной камеры. Раствор проникает в пустоты дробленой породы
и превращает ее в монолит определенной, заранее назначенной
прочности. Режим подачи раствора: а) высоконапорный под дав-
лением 1,0—2,5 МПа; б) низконапорный под давлением 0,2—
0,4 МПа (с помощью сжатого воздуха) —раствор подается че-
рез инъекторы для сплошной или частичной цементации.
Достоинства способа — более благоприятные условия трубо-
проводного транспортирования пульпы, возможности прекратить
процесс дальнейшего обрушения пород, использование для за-
кладки шахтной породы без выдачи ее на поверхность и допол-
нительного дробления.
Недостатки — сложность управления распределением раст-
вора в сыпучей среде и, как следствие, неравномерная прочность
участков закладочного массива.
Способ имеет большие перспективы для применения в раз-
личных условиях. Отвальную породу, объем извлечения которой
на многих рудниках достигает 20% и более (от количества до-
бытой руды), целесообразно размещать в выработанном прост-
ранстве, не выдавая ее на поверхность.
Другая область применения способа — восстановление ус-
тойчивости самообрушившихся пород, что имеет значение при
выемке руды под охраняемой территорией. Это единственно на-
дежный способ ликвидации последствий самообрушений. Воз-
никшие пустоты заполняют сыпучим или твердеющим материа-
лом через скважину и цементируют раствором под большим
давлением. Зонное омоноличивание сыпучего закладочного ма-
териала применяют для выемки междукамерных целиков.
Полураздельный способ состоит из двух технологических ли-
ний. Первая — приготовление вяжущего раствора и транспор-
тирование его по трубам до выработанного пространства. Вто-
рая —- подготовка и транспортирование заполнителя по трубам
сжатым воздухом, конвейерами, в вагонах, погрузочно-доста-
вочными машинами. Смешивание материалов выполняют перед
их подачей (или во время) в выработанное пространство путем
соединения транспортных трубопроводов за 150—200 м до за-
полняемой камеры или при сбрасывании их в выработанное
пространство.
Достоинства способа — применение пневмотранспорта обес-
печивает исключительно хорошую полноту закладки под кров-
лю, что имеет значение для камерно-столбовой системы разра-
ботки на пологих месторождениях небольшой мощности; ис-
пользование крупнокускового закладочного материала
(отвальной породы) экономит вяжущий раствор и снижает
затраты на подготовку заполнителя (его дробление).
Недостатки — двойная система транспортирования закла-
дочных материалов — раствора и заполнителя, низкое качество
их перемешивания.
Гидрозакладочный способ отличается от обычной гидроза-
кладки тем, что к заполнителю добавляют связующее в соотно-
шении от 1 :2 до 1 : 30 по массе, в зависимости от нормативной
прочности искусственного массива. Заполнитель транспортиру-
ется потоком воды, скорость которого должна превышать кри-
тическую величину во избежание закупорки труб. Плотность
пульпы соответствует 70% твердого по массе, удельный расход
воды — 600—700 л/м3, избыток воды необходимо удалять из
закладочной камеры путем фильтрации через искусственный
массив, массив горных пород или дренажные устройства. Режим
подачи смеси — непрерывный.
Достоинства способа — возможность использования отходов
обогащения после неполного обезвоживания, что сокращает за-
траты на их подготовку, а также расходы крупного заполнителя
(20—40 мм и более).
Условия применения способа — выработанное пространство
незначительного объема, трещиноватые боковые породы, харак-
теризующиеся высокими фильтрационными свойствами, облег-
чающими удаление избыточной воды из камер.
Ледяная закладка возводится методом слоевого наморажи-
вания одного льда или льда с заполнителем путем подачи за-
кладочного материала и холодного атмосферного воздуха. Ее
главное преимущество — невысокая стоимость, недостаток —
снижение несущей способности при длительном нагружении
(почти вдвое). Армирование льда дробленой породой ускоряет
процесс намораживания и повышает прочность закладочного
массива.
Ледяная закладка основана на использовании холодного ат-
мосферного воздуха, нагнетаемого в закладочное пространство
вентиляторами. Обычную закладку применять в таких случаях
не всегда можно из-за опасности ее смерзания, прекращающего
процессы гидролиза и гидратации, особенно в приконтактных
зонах с боковыми породами при небольшой выемочной мощно-
сти, свойственной многим золоторудным месторождениям.
Блочная закладка состоит из каменных блоков различного
размера, скрепленных вяжущим раствором (аналогично с кир-
пичной кладкой). Ее достоинства — сокращенный до минимума
расход воды, что имеет значение в условиях сверхглубоких шахт
для снижения относительной влажности рудничной атмосферы.
Недостаток — сложность механизации работ.
Блочная закладка применяется на сверхглубоких шахтах
Индии (глубина около 3,5 км). Заполняют не все выработанное
пространство, а лишь участки, граничащие со смежными бло-
ками, по аналогии с зонной инъекцией, в оставшуюся часть
блока подают сыпучую закладку.
Сыпучая закладка—>подача заполнителя в выработанное
пространство различными способами (механическим, гидро-
транспортом и др.).
Сыпучую закладку применяют в небольшом объеме при раз-
работке рудных (10% объема закладочных работ) и угольных
(1% добываемого угля) месторождений. В перспективе эта
технология будет применяться как составная часть комбиниро-
ванной закладки, а также при возведении искусственных мас-
сивов инъекционным способом. В виде самостоятельной техно-
логии она сохранится при разработке калийных месторождений,
где закладочный материал превращается в монолит под воздей-
ствием внешней нагрузки.
Глава 3
МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ ЗАКЛАДОЧНЫХ РАБОТ
3.1. КЛАССИФИКАЦИЯ МАТЕРИАЛОВ
Таблица 3.1
Назначение и виды материалов
Назначение Вид
Вяжущее Портландцемент, молотые металлургические шлаки, зола, цемент в смеси с наполнителем (глина, шлам), содовые отходы, природные ма- териалы (ангидрид, гипс, цеолит и др.)
Активизатор Цемент, известь, щелочные отходы производства и др.
Заполнитель Шахтная и отвальная порода, отходы обогаще- ния, гранулированные и отвальные шлаки, при- родные пески, гравий
Пластификатор Глина, содержащаяся в природном песке, шла- мы обогащения, химические реагенты
Несущая среда и ре- агент процесса тверде- ния Вода рудничная (шахтная), из отходов обога- щения, техническая, пожарно-питьевая, рН= =4-=-10
3.2. ВЯЖУЩИЕ ВЕЩЕСТВА
Цемент. В настоящее время выпускают следующие виды це-
ментов: без добавок и с активными минеральными добавками,
быстротвердеющий, шлаковый, пуццолановый, с пластифициру-
ющими и гидрофобными добавка’ми, сульфатостойкий, белый и
цветные. Характеристика цементов приведена в табл. 3.2. Для
закладочных работ применяют портландцемент без добавок,
с активными минеральными добавками и шлаковый. Ежегодно
для закладочных смесей используется около 2 млн. т цемента.
Для цемента упаковка, маркировка, транспортировка и хра-
нение нормированы ГОСТ 222 36—76. Контрольные испытания
цемента выполняют по ГОСТ 310.1—76, 310.2—76, 310.3—76,
310.4—81.
Портландцемент — гидравлическое вяжущее вещество, полу-
чаемое тонким измельчением портландцементного клинкера с
гипсом, иногда со специальными добавками. Химический состав
клинкера (%): СаО — 63—66; SiO2—-21—24; A1ZO3— 4—8;
FezO3 — 2—4; MgO —0,5—5; SO3—0,3—1; Na2O+K2O —0,4—
1; TiO2 + Ca2O3 —0,2—0,5; PZO5 — 0,1—0,3.
Основными минералами цементного клинкера являются алит
3CaO-SiO2 или C3S и белит 2CaO-SiO2 или C2S. В табл. 3.3
Таблица 3.2
Характеристика цементов
Цемент Марка це- мента Предел прочности при возрасте твердения 28 сут (МПа), не менее
на сжатие на изгиб
Портландцемент и портландцемент М300 30 4,5
с минеральными добавками М400 40 5,5
М500 50 6,0
М55О 55 6,2
М600 60 6,5
Шлакопортландцемент М300 30 4,5
М400 40 5,5
М500 50 6,0
Сульфатостойкий портландцемент М400 40 5,5
Сульфатостойкий портландцемент М400 40 5,5
с минеральными добавками М500 50 6,0
Сульфатостойкий шлакопортландце- мзоо 30 4,5
мент М400 40 5,5
Пуццолановый портландцемент мзоо 30 4,5
М400 40 5,5
Быстротвердеющий шлакопортланд- цемент М400 40 5,5
Портландцемент белый МЗОО 30 4,5
М400 40 5,5
М500 50 6,0
Таблица 3.3
Минеральный состав портландцементных клинкеров для производства
цементов, %
Цемент Клинкер сз о о га О со о ж 6 га О OJ ЗСаО* AlgOg о CJ со Р- со о <3 о
Портландцемент Нормальный 37,5—60 15—37,5 7—15 10—18
рядовой, пласти- Алитовый >60 <15 7—15 10—18
фицированный, Белитовый <37,5 >37,5 7—15 10—18
гидрофобный Алюминатный 37,5—60 15—37,5 >15 <ю
Алюмоферритовый 37,5—60 15—37,5 <7 >18
приведен минеральный состав клинкеров для производства
цементов.
При взаимодействии цементных зерен с водой происходит
гидролиз, т. е. разложение минералов клинкера с присоедине-
нием воды, а также гидратация без распада химических соеди-
нений. Схватывание и твердение цемента обусловливают обра-
зующиеся при этом силикаты и алюминаты кальция с выделе-
нием тепла 170—840 кДж/кг.
Цемент часто используют в смеси с глиной или шламом, по-
ступающим с природным песком или отходами обогащения,
которые служат его наполнителем. С увеличением их доли ак-
тивность нового вяжущего снижается по линейному закону,
а общее его количество увеличивается. Это обеспечивает не-
большой расход цемента при значительном общем расходе
смешанного вяжущего, придает высокую транспортабельность
смеси.
Оптимальная доля глины в сложном вяжущем зависит от ак-
тивности цемента и нормативной прочности закладочного мате-
риала 7?н- Активность сложного вяжущего подбирается по ве-
личине нормативной прочности
Дсм=(2, 3, ..., 4)ДИ, (3.1)
где 7?см — активность сложного вяжущего.
Активность сложного глиноцементного вяжущего вещества
п ____
^см п
(3-2)
где /?ц— активность цемента, МПа; Д/Ц— отношение по массе
глинистой добавки (Д) и цемента (Ц); К — коэффициент, за-
висящий от типа и марки цемента, составляет 1,2—2.
I
Допустимо примешивать к цементу до 50% глины и более,
в зависимости от его активности .и нормативной прочности за-
кладочной смеси. Это позволяет использовать в закладку сильно
загрязненные глиной природные пески, тонкодисперсные шламы
обогатительных фабрик, породы шахтных отвалов с высоким
содержанием пылевидных и глинистых частиц. Глинистая до-
бавка полезна лишь в том случае, если фактическая активность
цемента иди другого вяжущего оказывается выше необходимой
для получения закладки заданной прочности. Во всех других
случаях глина является вредной примесью, снижает прочность
материала закладки.
Добавка 20% бентонита, 30% каолина и 60% гидрослюдис-
то-бейделлитовой глины улучшает прочность за счет взаимодей-
ствия Са(ОН)2, образовавшейся при гидролизе цемента.с А12О3
и «активным» кремнеземом глины. Образуются гидросиликаты
и алюминаты кальция, играющие положительную роль в цемен-
тации заполнителя. Взаимодействие системы глина — известь
было установлено М. И. Хигеровичем, химизм действия на гли-
ну заключается в разрушении защитных органических коллои-
дов и образовании «минерального клея», представляющего со
бой силикаты и алюминаты.
При производстве цемента образуется цементная пыль, ко-
торая отличается повышенным содержанием свободной СаО,
большими потерями при прокаливании, значительной удельной
площадью поверхности (5600 см2/г). Химический состав цемен-
та/цементной пыли, (%): SiO2 — 20,4/15,2; СаООбЩ — 64,5/47,3;
СаОсв — 0,72/6,07; А12О3 — 7,5/3,5; MgO — 2,6/1,0; Fe2O3 —
3,8/2,5; ППП — 0,35/20,6.
Присутствие в цементной пыли свободной СаО в виде пере-
жога обусловил значительное ее объемное расширение вследст-
вие гашения СаО. Это вызывает разрушение образцов, поэтому
добавлять ее более 10—15% от массы вяжущего нельзя.
Доменные шлаки. Выход шлака при выплавке 1 т чугуна со-
ставляет около 320 кг. В настоящее время почти все пригодные
к переработке доменные шлаки подвергают грануляции, часть
из них поступает в закладку.
Химический состав шлаков (%): основных СаО — 44—50,
А12О3—10; кислых СаО — 35—42, А12О3—12—15. Гидравличе-
ская активность шлаков зависит от коэффициентов качества,
модуля основности и модуля активности. Коэффициент качест-
ва шлака — процентное соотношение оксидов:
СаО + А12О3 + MgO
Л SiO2 + МпО ’
Модуль активности
(3.4)
Таблица 3.4
Минералогический состав гранулированных доменных шлаков
Шлак металлургического комбината Содержание стекла, % Состав кристаллической фазы шлаков
основные минералы второстепенные минералы
Криворожского 75—80 Мелилит (геленит) Анортит, сульфи- ды кальция
Днепропетровского металлургического завода 70—75 Сульфиды, ран- кипит
Череповецкого 65—70 Мелилит (геле- нит) , мервинит. Сульфиды, кар- бонаты
Магнитогорского 90—95 Мелилит (геленит) Волластонит, анортит Волластонит, анор- тит, кварц
Челябинского 90—95
Модуль основности
СаО + MgO
SiO2 + МпО
(3-5)
Мо =
Структура и фазовый состав затвердевших шлаков зависят
от химического состава, в частности от основности и условий
охлаждения. Минералогический и химический составы доменных
шлаков приведены в табл. 3.4 и 3.5.
По степени пригодности для закладки гранулированные шла-
ки разделены на три группы. К I отнесены основные и кислые
шлаки 1-го сорта (табл. 3.6), ко II и III — соответственно шла-
ки 2-го и 3-го сортов.
По зерновому составу гранулированные шлаки близки к сред-
незернистому песку. Их насыпная плотность 1 т/м3, плотность
в массиве 2,7 т/м3, влажность 3—7%, предел прочности зерен
на сжатие 10—70 МПа.
Гранулированные шлаки активизируют измельчением до
удельной площади поверхности 2500—3000 см2/г. Шлаки
I группы приобретают активность до 15—20 МПа и выше без
активизирующей добавки или с небольшим ее количеством
(порядка 1—2% портландцемента или другого активизатора).
Шлаки II и III групп требуют более высокого расхода активи-
зирующего вещества — 5—10% портландцемента или извести.
Более тонкий помол повышает активность, но экономически
нецелесообразен из-за большого расхода электроэнергии.
Если активность гранулированного шлака излишне высока,
то применяют наполнитель в виде глинистой добавки. На Гай-
ском ГОКе для закладки в доменный граншлак с добавкой це-
мента 10% подавали природные пески с содержанием глины до
25—30%.
Доменные шлаки, непригодные для грануляции, поступают
в отвалы, в них содержатся преимущественно кристаллические
компоненты.
При одинаковых показателях основности и активности от-
вальные шлаки имеют незначительную связующую способность.
Наиболее полно исследованы шлаки Магнитогорского и Криво-
рожского металлургических комбинатов. Доменный отвальный
шлак представляет собой смесь щебня фракции 10—120 мм
(40—70%), песка до -5 мм (25—50%), пылевидных частиц
(10—15%) и кусков размером до 300 мм (5—7%).
Гидравлическая активность шлака небольшая (порядка 1—
1,4 МПа), поэтому в обычном виде он непригоден для закладки.
Свежий шлак способен увеличиваться в объеме при твердении,
разрушая цементный камень. В большей мере этот недостаток
присущ доменной муке — продукту силикатного распада шлака.
Шлаки старых отвалов (более 5 лет) почти не расширяются в
объеме.
В качестве активизатора пригодны клинкер, цемент, щелоч-
ные компоненты (NaOH, Na2SO4), содовый плав азотно-туково-
го производства и др.
Увеличение дисперсности до удельной площади поверхности
3000 см2/г повышает активность вяжущих на 20—30%• Добав-
ление к отвальному шлаку 50% граншлака позволяет получить
смешанное вяжущее достаточной активности.
Сталеплавильные шлаки. Выплавка 1 т стали сопровождает-
ся выходом 150—200 кг шлака. Основную часть (88%) состав-
ляет мартеновский шлак. Общий выход шлаков превышает
25 млн. т, а используется их около 24%.
Шлаки включают оксиды многих элементов. Состав их не-
постоянен, но изменяется в небольших пределах.
В шлаках содержится 15—20% железа, в том числе около
7% в виде скрапа и около 8%—застывших капель. Большую
часть содержащегося в шлаке железа можно извлекать магнит-
ной сепарацией, что облегчает измельчение шлака.
По химическому составу сталеплавильные шлаки близки к
портландцементу, оксид кальция в них связан в алюмосилика-
ты, силикаты, приобретающие после активации (измельчение,
включение активизирующих добавок) гидравлическую актив-
ность (табл. 3.7).
Предприятие Вид выплавляемого чугуна или ферросплавов Содержание компонентов, % Модуль ос- новности CaO+MgO Коэффи- циент качества К*
SiO2 AI2O3 СаО MgO МпО FeO S
AI2O3+S1O2
Металлургический комбинат: Магнитогорский Передельный 36,7 12,3 41,25 7,7 0,22 0,23 0,99 1 00 1,67
Нижнетагильский Литейный 38,3 12,7 40,1 4,8 0,69 0,45 0,86 0,88 1,56
Передельный 37,8 12,2 42,0 5,5 0,69 0,47 0,74 0,95 1,58
Ванадиевый 29,2 16,1 32,5 11,7 0,52 0,53 0,59 0,98 —
Кузнецкий Литейный 38,4 14,2 36,0 9,8 0,55 0,72 0,71 0,87 1,56
Передельный 37,2 13,9 35,6 11,6 0,50 0,62 0,68 0,92 1,53
Орско-Халиловский 38,5 10,7 46,2 3,8 0,16 0,12 1,00 1,02 1,58
Карагандинский 38,4 14,2 39,6 7,1 — 0,53 — 0,89 1,59
Череповецкий 39,7 8,7 39,1 11,8 0,36 0,52 0,55 1,05 1,39
Новолипецкий 38,0 И,1 41,3 7,8 0,65 0,44 0,49 1,00 1,58
Западно-Сибирский 37,4 16,1 31,6 12,5 0,81 0,57 — 0,82 1,46
Белорецкий 39,8 13,5 41 5 1,6 1,35 0,72 0,56 0,81 1,42
Макеевский 38,7 8,3 45,9 5,0 0,35 0,33 1,45 1,08 1,53
Енакиевский 40,2 6,1 48,5 3.4 0,62 0,35 1,80 1.12 1.45
«Азовсталь» 38,4 6,4 46,6 4,7 0,47 0,91 1,97 1,15 1,50
Коммунарский Литейный 39,6 8,4 43,2 4,5 Нет 0,36 2,16 1,08 1,5
Передельный 39,2 7,8 48,4 4,7 дан- ных » 0,37 1,80 1.13 1,56
Ферромарганец 33,5 7,8 42 3 7,4 10,5 0,36 2,49 1,20 —
Криворожский Передельный 38,5 7,3 47,7 3,5 0,7 0,31 1,80 1,10 1,52
Днепровский им. Литейный 38,4 7,0 47.2 4.9 0,1 0,42 1,63 1,15 1,54
Ф. Э. Дзержинского Передельный 39,1 6,2 48,1 4,6 0,11 0,45 1.41 1,16 1,51
«Запорожсталь» Литейный 39,3 7,4 46 1 4,6 — 0,24 — 1,09 1,48
Передельный 39,0 7,2 47,5 4,4 — 0,27 — 1,12 1,52
Ждановский Передельный 39,7 6,3 47,3 5,4 0,61 0,48 1,92 1,15 1,49
Челябинский » 40,9 10,9 35,9 10,1 0,85 0,28 0,73 0,89 1,14
Металлургические заводы: 0,71 0,86 1,72
Чусовской Передельный 34,8 16,1 36,8 7,1 1,0 0,9
Ванадиевый 33,8 16,1 32,3 9,7 0,8 0,9 0,60 0,84 —
Алапаевский Ферромарганец 33,1 5,8 37,2 1,7 21,0 1,12 —- 1,00 —
Бокситные плавки 8,2 48,0 40,6 1,2 —— — 1,2 0,74 —
Салдинский Передельный 35,7 15,1 36,6 8,3 1,5 0,49 0,72 0,88 1,68
Староуткинский Феррофосфор 36,8 7,2 44,0 5,4 1,2 0,57 0,66 1,12 1,54
Ферромарганофосфор 34,8 6,8 32,1 2,3 19,34 0,57 0,61 0,83 —
Ашинский Передельный 37,8 9,5 34,5 15,1 1,1 1,17 0,5 0,8 1,05 1,28
Саткинский Передельный 39,1 11,3 29,0 17,8 0,47 2,40 0,93 1,10
Косогорскнй Литейный 38,8 8,3 43,7 8,6 0,2 0,3 2,40 1,12 1,57
Ферромарганец 33,3 7,3 41,1 8,5 ' 9,3 0,2 2,52 1,22 —
Донецкий Литейный 38,2 7,6 47,3 4,4 0,40 0,3 1,60 1,13 1,55
Передельный 37,0 8,5 47,3 4,5 0,40 0,2 1,81 1,14 1,63
Краматорский Литейный 34,2 13,4 42,5 4,5 1,6 0,60 2,04 0,99 1,76
Передельный 39,5 7,2 46,1 4,4 —— 0,57 1,57 1,08 1,46
Ферромарганец 30,8 8,4 44,7 7,5 5,7 0,76 2,43 1,33 —
Константиновский » 30,6 5,9 45,3 5,0 9,74 0,57 2,89 1,38
Литейный 40,8 2,8 51,1 3,9 0,31 0,35 1,46 1,26 1,42
Им. А. К. Серова » Передельный 37,2 36,6 14,1 11,9 40,7 44,6 3,4 3,6 — 0,68 0,80 — — 1,56 1,64
Руставский » 35,6 10,9 44,6 4,5 0,57 — 2,27 1,06 1,68
Липецкий » 38,4 6,9 45,4 7,2 0,42 0,51 2,08 1,16 1,55
Днепропетровский Литейный 38,6 6,8 48,5 4,1 — 0,5 — 1,16 1,54
им. Г. И. Петров- ского Передельный 38,6 6,7 48,4 4,2 0,8 0,5 1,58 1,16 1,54
при MgOclO%; К-
СаО+АЬОа+Ю
SiOs+TiOj+(MgO+I0)
при MgO>10%.
w
ш j. CaO-J-AbOa+MgO
• л= -----------------
SiOj+TiOg
Таблица 3.6
Требования к гранулированным шлакам
Показатели Основные шлаки по сортам Кислые шлаки по сортам
1-й 2-й 3-й 1-й 2-й
I группа 11 группа
Модуль основно- сти, не менее Модуль активнос- ти, не менее 1 1 1 0,9 0,7 0,6
0,25 0,20 0,12 0,4 0,3 0,5
Содержание заки- си марганца, %, не более 2 4 3 2 4 2
Содержание суль- фидной серы, %, не более 3,6 3,6 3,6 3,6 Не нор1 лировано
Затраты на перевозку и размещение 1 т шлаков в отвалы
составляют 0,3—0,65 руб. Плотность шлаков в массиве 3,4—
3,6 т/м3, насыпная плотность 1,4—1,6 т/м3.
Фазовый состав мартеновских шлаков более сложен, чем до-
менных. Это обусловлено большим разнообразием сырьевых
материалов, включающих легирующие добавки, раскислители
и т. д.
Особенность этих шлаков — их способность к самораспаду,
в результате которого образуется более 90% порошкообразного
материала, что облегчает последующий процесс активации
шлаков.
Все пробы (табл. 3.8) содержат большое количество мелкой
фракции. Материал крупнее 20 мм составляет около 50%>
40 мм — около 30%. Однако в шлаке имеются куски крупнее
90 мм, достигающие размера в поперечнике до 300—400 мм,
которые необходимо отсортировать или дробить. По дробимости
в цилиндре в сухом состоянии мартеновский шлак относится
ко II классу прочности.
Шлаки обладают слабыми вяжущими свойствами порядка
0,5—1,5 МПа (по ГОСТ 310.4—81). После активации цементом
в количестве 10—20% и тонкого измельчения до удельной пло-
щади поверхности зерен 2500 см2/г они (шлаки) приобретают
более высокую активность.
Топливные зола и шлак. Тепловые электростанции страны,
работающие па твердом топливе, ежегодно выдают в отвалы
•около 70 млн. т золы и шлака, в том числе обожженную пород-
ную фракцию и несгоревшие частицы (5—10%). Выход золы
на 1 т угля — 10—40%. Топливо перед сжиганием измельчают
до пылевидного состояния, температура сжигания 1200—1400 °C.
Пылевидные частицы улавливаются электрофильтрами. Коли-
чество зол составляет около 85%, остальное — шлак. Промыш-
ленность производит известково-зольное вяжущее, содержащее
65—85% золы, 10—30% извести и до 5% гипса.
Наибольшую ценность представляет зола с электрофильтров.
Ее удельная площадь поверхности 3000—3500 см2/г.
Качество шлака и золы снижается в процессе их гидравли-
ческого удаления, которое применяется почти на всех тепловых
станциях страны. Только стеклофаза сохраняет активные свой-
ства, но ее содержится около 3%, поэтому материал нуждается
в тонком помоле.
Переход на сухое золоулавливание сопряжен с большими
дополнительными капиталовложениями, но позволяет получать
материал более высокого качества, пригодный для изготовления
низкомарочных вяжущих.
Затраты на золоудаление достигают 1,5 руб/т. На каждой
ТЭЦ под отвалами занято до 400—500 га, а всего по стране-—
свыше 30 тыс. га.
Зола представлена преимущественно изотропным материа-
лом, подобным стеклу гранулированного шлака. Наличие в ней
кварца, глинозема, кальцита, а иногда скоплений кристаллов
гидрсиликатов и гидроалюминатов кальция обусловливает спо-
собность золошлаковых отходов вступать в химическую реак-
цию с другими минеральными добавками. В результате взаимо-
действия гидрата оксида кальция со стеклофазой золы образу-
ются гидратные новообразования, обеспечивающие прочность
цементного камня.
Химический состав определяется качеством добываемого уг-
ля (табл. 3.9, 3.10). Прочность цементного камня 15 МПа при
возрасте твердения 90 сут. Характеристики зол ряда ТЭЦ и
ГРЭС приведены в табл. 3.11.
Шлаки котельных установок обладают низкой гидравличе-
ской активностью и для использования в закладку нуждаются
в существенной активации путем тонкого измельчения и введе-
ния большого количества цемента, извести и других активизато-
ров. Классификация топливных гранулированных шлаков в за-
висимости от химического и фазового составов представлена в
табл. 3.12.
Шлаки цветных металлов. Гранулированные никелевые шла-
ки могут служить вяжущим веществом. Более подробно иссле-
дованы шлаки комбината «Южуралникель» от выплавки окис-
ленной руды.
Химический состав никелевых шлаков (%): 40—45 SiO2;
5—10 А12О3; 13—19 СаО; 7—12 MgO и др. Химический состав
граншлака медно-никелевого на двух производствах (%)'
SiO2 —40—45; А12О3 — 5—10; СаО —13—19; MgO —7—12
и др. SiO2 — 38,9—39,4; А12О3 — 7,04—8,61; Fe2O3 — 3,0; FeO—
32,14—32,86; СаО — 2,13—3,20; MgO — 13,33—13,63.
Таблица 3.7
Химический состав мартеновских шлаков, % (в числителе — первичные шлаки, в знаменателе — конечные)
Предприятие SiOg A12O3 СаО MgO МпО FeO I S CajOg Ре20з р2о5
Металлургический комбинат: 25,0 4,5 25,0 7,0 4,4 23,0 0,06 6,0 1,5
Магнитогорский 14,0 ~2Д 41,0 11,0 7,2 19,0 0,12 6,0 1,4
17,5 5,8 29,8 18,5 6,9 14,7 0,06 1,0 2,8 1,0
Нижнетагильский 15,7 6,4 38,1 17,5 5,3 9,9 0,13 0,9 3,7 0,9
27,0 4,8 22,3 6,0 9,0 24,0 5,0 2,5
Кузнецкий 23,5 7,0 40,0 13,5 6,0 6,0 2,5 1,0
Орско- 21,8 2,5 36,0 7,4 4,8 15,6 0,05 6,4 1,5
Халиловский 24,1 2,2 29,9 6,7 4,0 23,9 0,07 5,4 1,1
15,1 3,0 44,6 15,6 7,5 13,0 0,15 2,2
Карагандинский
10,5 5,9 43,1 17,0 5,0 15,0 0,16 1,2
24,1 4,6 38,2 11,7 5,7 9,8 0,05 10,4 1,3
Череповецкий 13,9 6,0 43,0 12,2 8,1 7,8 0,09 10,2 0,9
Челябинский 15,5 2,3 31,0 3,7 2,5 17,5 — — — —
20,3 —. 47,1 — — 9,7 —
Белорецкий 16,5 ТоТз 44,1 7,5 7,5 11,0 0,1
Макеевский 19,7 4,9 46,6 11,0 3,8 10,9 0,15 — 4,1 0,86
Енакиевский 18,1 1,4 47,4 8,1 8,1 8,3 0,05 6,7 11,1 0,96
«Азовсталь» 13—22 1—6 18—45 6—11 6—15 3—24 0,5 0,3—10 9—15
8—16 3—5 31—42 6—12 5—11 1—10 0,4 2—18 4—13
Ждановский 21,8 4,8 38,0 12,1 5,4 11,6 0,11 — 4,0 0,31
25,7 2,1 28,1 8,1 6,8 17,6 0,09 4,2
Коммунарский 16,5 1,8 39,5 10,2 5,9 17,5 0,17 — —
Криворожский 25,8 3,8 39,5 12,8 6,7 6,3 0,11 — 1,76 0,60
Днепровский им. Ф. Э. Дзержин- 22,5 — 47,4 8,0 4,3 10,0 0,8 3,0 —
ского
Металлургический завод:
Петров- Забайкальский 17,4 — 41,0 П,4 4,7 9,3 — — 2,6 1,1
13,2 3,8 38,5 14,9 3,0 10,7 0,10 1,3 9,2 0,8
Чусовской 13,4 3,9 38,7 15,0 3,4 10,3 0,09 ’1,1 8,7 0,9
26,0 3,0 28,5 6,5 8,3 21,0 0,04 2,9
Алапаевский 24,5 8,5 38,0 8,0 4,7 10,3 0,12 1,9 —
22,0 8,0 35,0 7,0 8,0 20,0
Ашинский ——— ' — — — —
16,0 9,0 48,0 8,0 9,0 10,0
18,7 5,7 39,8 8,0 4,8 13,6 0,08 3,4 • 5,2 1,5
Им. А. К- Серова 20,9 9,7 45,2 9?8 3,6 4,9 0,10 1,2 4,8 2,0
Донецкий 24,5 4,6 47,8 10,5 5,3 — 0,11 — — —
26,4 2,75 38,6 9,1 3,2 17,0
Руставский 15,1 5,4 50,0 Щз 6,4 10,0 —
«Сарханайе 24,0 28,0 8,0 7,0 25,0 0,3 0,2 0,6
металлурге» 17,0 43,0 12,0 8,0 20,0 0,8 0,2 0,6
Днепропетров- ский им. Г. И. Петровского 22,4 3,1 47,1 8,4 8,3 7,2 0,1 — 2,8 1,16
Таблица 3.8
Зерновой состав мартеновских шлаков ММК по пробам, остаток в % по массе
Шлаж Сито с отверстиями, мм
90 70 40 25 20 10 5 з 1.25 0,63
Текущего 0 0 24,4 13,2 11,8 20,6 13,8 6,71 1,92 2,06
выхода 0 0 2,37 7,15 4,60 21,63 20,5 11,95 12,8 6,2
Отвальный 0 0 5,12 5,21 5,06 8,86 3,39 1,88 0,50 0,54
8,61 15,0 14,12 9,0 17,37 13,5 19,24 5,13 3,72 7,13
Таблица 3.9
Состав золы, %
Уголь SiO2 А12О3 FegOg СаО MgO so3 ппп
Донецкий тощий 43 24 18 6 1 6 2
Донецкий антрацит 49 21 21 3 1 3 2
Подмосковный 43 35 13 4 1 3 1
Канско Ачинский 30,09 8,9 15,5 36,57 8,26
Экибастузский 61,27 29,65 6,25 1,7 0,61 — 1,71
Кузнецкий 51,48 24,63 15,17 2,26 1,63 0,28 5,16
Эстонский сланец 34 8 7 40 3 7 1
Шлаки представлены преимущественно стекловидной массой.
Вяжущие свойства низкие, так как кристаллическая и стекло-
видная составляющие в обычном виде с водой взаимодействуют
слабо. Активизация цементом и известью до 20% от массы
шлака не всегда позволяет получить смесь высокой прочности.
Эффективными активизаторами являются щелочи и соли ще-
лочных металлов: сода, поташ, щелочь натрия. Оптимальный их
расход — 5—10% от массы шлака. Таким образом получается
вяжущее с активностью 10 МПа в нормальных условиях, а при
пропаривании (90 °C) — еще выше (табл. 3.13). Особенность
вяжущего — способность вступать во взаимодействие с глинис-
тыми компонентами природного песка с образованием гидроалю-
мосиликатов натрия.
Граншлаки комбината «Печенганикель» фракцией до 5 мм
имеют неправильную форму. Плотность 3,12—3,24 г/см3, насып-
ная плотность 1,05—1,70 г/см3. Активизируют известью (57—-
60% СаО) и гипсом (90% CaSO4-2H2O). Количество активной
СаО в вяжущем составляет 10—15%, a CaSO4-2H2O-—
около 7%.
Активизирующими добавками служат отходы химического
производства: содопоташная смесь, содощелочной плав, мета-
силикат натрия и др.
Таблица 3.10
Химический состав золы-уиоса в пересчете на сухое топливо, %
ппп с а а с ч 4-xfC4t'^CDO<0Tfr,CDC4 05 l04$<i0l0 Э^-ООООЮЮтНСЬЮОО*—< Ю СО CD со СЧ 05 Ю СО —. —• о СЧ О СЧ 1-0 сч э — СЧ —’ ч
ео О 0,93 2,21 1,02 0,76 0,96
Na2O К2О ю —< о ь- о 05 СЧ 05 05 со СЧ —1 сч сч —- сч Ь- СО | М*СЧСООООО°ОоОСО о о* со" -" - о" о" - о о" ю о _ 1О „ 1_О со ю —> — ° с" о" о" —Г —
О 0 к « с О > —’ —1 ООСОЮтНСЧЮООЮ LO ь, СЧт^ЮЮЭтНСЧСЧхГ'^'КОСОСОтН!-- /ООСЧОО-—«О’—’СЧСООО-—'
MgO СЧ СЧ СЧ со СОГ^.»—<ОСССОСЧСОГ-С5—' | Tb со — Ь- »-н >—< ь- со 05 со сч ю 05 ’ т—< СЧ СЧ Ю> — — _ , о СЧ —f —<
СаО о <£>CDC0C4C4M«tOC0C4COiO’’tf'O5t— Ю Ю СО СО 05 СЧ — СО^—«СОСОСОСО ~ О со со 05 сч СО — сс ~ ч- СО LO СО —’ ю
6 т^СЧ’Ф LOOOCOLQLDO)’— 1 ь-сча^со^тнсч^оюсооо ь- со со 1 т^ЮЬ^С£500ОЬ'Ь'1-0~<Г'-ОЮГ'^ 05 — —' —1 L0
о < ОО 05 о" с£5 ОО О СЧ СЧ С5 со СЧ N — тН СЧС0С5О СЧ00—(СООООСЧ’—' о о | со~«—’ОСЧ^ЮООС5Г05СОСЧ050 ТНСЧСЧСЧСЧСО^СЧСЧ < СЧ *—< СЧ 05 со"
о 0 оо СЧ —" Tf- CD Ю О О COCOlOt^COL0C4O5 о—«СОООООООтНСЧ—-тКСЧ — СОСО I со'СО Ю со 05 о со TH Г- Ю 05 ш СЧСОиО-^Ют^СОтНЮСОтНтН TH to 0D fe
Номер золы ~C4LQt^00050—' СЧ со Tt* 05 —< СЧ со М1—<г—<^^г-«СЧСЧСЧ
Таблица 3.11
Гранулометрический состав, удельная площадь поверхности,
плотность и насыпная плотность зол
| Номер- золы Удельная пло- щадь поверхно- сти, см2/г Выход (%) фракций, мкм Плотность, г/см3 Насыпная плот- ность, т/м3
01-0 10—20 С? 1 о сч 30-40 J 40-60 60-90 90-200 200-850
1 2460 7,12 8,72 22,02 15,45 10,03 22,91 12,11 1,64 2,09
2 2860 11,28 14,98 26,57 12,63 15,26 9,32 9,64 0,32 2,06 0,6
5 3865 27,77 20,55 21,32 12,4 5,8 5,28 6,72 0,16 2,15 0,89
7 1350 7,2 9,68 20,93 10,04 11,87 4,88 27,0 8,4 2,12 0,97
8 2540 11,32 11,83 18,01 15,15 13,73 4,92 22,8 2,24 1,92 0,63
9 1935 13,26 9,42 16,6 13,04 9,2 4,8 28,04 5,64 2,22 0,94
10 1750 16,92 19,61 18,81 12,51 13,05 3,32 15,04 0,84 2,84 1,19
11 3195 14,76 12,92 23,36 9,7 11,3 5,2 19,12 3,64 2,2 0,73
12 2140 8,03 8,13 15,3 11,95 11,67 8,24 34,68 2,00 2,35 0,8
13 915 5,63 2,45 4,8 9,37 11,99 9,24 50,8 5,72 2,49 0,97
14 3200 31,47 21,87 17,76 14,48 7,58 3,04 3,52 0,28 2,3 0,87
19 4080 13,5 18,0 28,8 17,6 22,1 — — .— 2,13 0,58
21 3300 21,6 26,0 23,3 18,7 4,4 — .— — 2,15 0,68
22 4800 27,2 21,9 24,9 15,6 10,4 —. — — 1,94 0,64
23 3450 18,8 55,7 13,1 10,9 1,5 — — — 2,17 0,77
Примечание. 1 — Иркутская ТЭЦ; 2 — Красногорская ТЭЦ; 5 — Магнитогорская ТЭЦ;
7 — ТЭЦ 14 Ленэнерго; 8 — Томская ГРЭС; 9 — Нижне-Туринская ГРЭС; 10 — Краснояр-
ская ТЭЦ; 11—Хабаровская ТЭЦ; 12 — Александрийская ТЭЦ 1—2; 13 — Юртовская
ТЭЦ; 14 — Игумновская ТЭЦ; 19 — Семипалатинская ТЭЦ 3; 21 — Томская ГРЭС 2; 22 —
Усть-Каменогорская ТЭЦ (сухое золоулавливание); 23 — Усть-Каменогорская (из отвала).
Оптимальная тонкость измельчения никелевых шлаков со-
ответствует удельной площади поверхности зерен — 2500 см2/г.
Повышение расхода активизаторов малоэффективно. Сроки
схватывания никелевого шлака с активизаторами: начало — 4 ч,
окончание — 23 ч.
На руднике Маунт-Айза (Австралия) в качестве вяжущего
применяли шлаки медеплавильной отражательной печи:
Компонент Fe S1O2 СаО А12О3 MgO S
Содержание, % . . 36 35,5 7,9 3,6 1.6 0,9
Изучен состав свинцовых шлаков
Компонент СаО MgO Si4O2 А12О3 Fe S
Содержание, % : : 20,0 1,37 17,6 4,0 27,4 1,25
Нефелиновые шламы. Химический состав (%): СаО — 56;
А12О3 — 2,8; MgO —1,4; SiO2 — 9,8; Fe2O3 — 4,2 и др. Неболь-
шая гидравлическая активность (десятые доли МПа) обуслов-
лена наличием 80% двухкальциевого силиката; проявляется она
после тонкого измельчения.
Добавление 3% гипса повышает активность при возрасте
3 мес с 0,31 до 1 МПа, т. е. более чем в три раза, а при добав-
Таблица 3.12
Пределы изменения химического и фазового составов
топливных гранулированных шлаков
Показатели Группы шлаков
сверхкислые кислые основные
Содержание оксидов, % 33,3—45,8 25,1—37,3
SiO2 47,4—60,4
21,9—23,9 8,9—28,0 10,2—21,2
0,1—0,6 0.1—8,1 0,1—1,3
FeO 5,7—21,6 1,1—8,9 0,5—3,0
СаО 1,9—4,4 33,1—46.5 46,6—51,6
MgO 0,8—2 8 0,2—4,5 0,2—1,1
Содержание стекловидной фазы, % 95—98 85—98 15—85
Содержание кристаллической фазы, % 1—4 1—14 15—82
Модуль основности 0,05—0,09 0,6—0,9 1—1,1
СаО + MgO
°- SiO2 + А12О3
Модуль активности 0,37—0,5. 0,26—0,8 0,'3—0,8
ма =——
SiO3
Таблица 3.13
Влияние активизаторов на активность никелевого вяжущего
Вид активи- затора Содер- жание активиза- тора, % Активность смешан- ного вяжущего, МПа Вид активи- затора Содер- жание активиза- тора, % Активность смешан- ного вяжущего, МПа
в нор- мальных условиях при про- паривании в нор- мальных условиях прв про- паривании
Сода 2 2 4,5 Щелочь 2 1,5 6,5
4 5 10 натрия 4 7,5 13 <
6 2,5 13 6 10 20 3
8 — 16 8 8 24
10 — 14,5 10 6,5 26,5
12 — 12,5 12 5 23
лении 5% гипса—до 1,6 МПа. Присоединение 13% извести
повышает активность до 1,84 МПа.
Процесс твердения нефелиновых шламов сопровождается
умеренным выделением тепла и интенсивно протекает в течение
первых 7—10 сут. В дальнейшем прочность увеличивается очень
медленно, что не исключает возможности их применения в за-
кладку.
Прочие связующие материалы. Фосфогипс — отход сернокис-
лой переработки фосфатной руды в виде шлама с высоким со-
держанием воды.
Химический состав фосфогипса (%): СаО — 34; SiO2 — 11;
РО2 — 46; А12О3 — 0,42 и др. В результате его обжига в течение
2 ч при температуре 850 °C, добавки 10% извести и тонкого по-
мола получают вяжущее вещество активностью свыше 6 МПа
к возрасту твердения 6 мес. Обжиг удаляет воду, химически
связанную с CaSO4.
Отходы обогащения руды, содержащей карбонаты и силика-
ты, после обжига при температуре 300—1000 °C и помола также
приобретают гидравлическую активность. В результате обжига
образуются СаО, MgO, А12О3 и др.
Химический состав термофосфорных шлаков (%): SiO2 —
43,97—36,50; СаО — 45,55—47,00; MgO — 1,92—3,80; Fe2O3 —
0,78—2,00; Р2О5 —0,57—1,50; F2— 1,82—2,70; SiO3 —0,46—
0,90; пересчет F2 на CaF2 — 3,74—5,74; модули основности
0,986—1,080, активности 0,03—0,07.
Способ получения вяжущего путем обжига и помола отходов
обогащения является, по существу, технологией приготовления
романцемента, давно снятой с производства вследствие низкой
ее эффективности. При обжиге хвосты спекаются в монолит,
поэтому их необходимо вновь измельчать.
В отвалах породы (сланцы, известняки и др.) в результате
самовозгорания подвергаются обжигу, после тонкого помола и
добавки 5—25% портландцемента или 20—40% извести в них
проявляется активность 3—15 МПа.
Пирротиновые отходы обогащения содержат 6% пирита,
56% пирротина. В результате окисления пирротина смесь це-
ментируется в монолит прочностью 3 МПа при возрасте твер-
дения 9—12 мес. Отходы Норильской фабрики позволили по-
лучить вяжущее активностью 1,8 МПа при низком содержании
пирротина (менее 20%).
Гипс или двуводный сульфат кальция является водной сер-
нокислой солью кальция CaSO4-2H2O (кристаллизационной).
Химический состав гипсового камня и ангидрита приведен в
табл. 3.14.
Химический состав гипса (%): СаО — 28—32; SO3— 38—46;
SiO2 —0—5,78; Al2O3+Fe2O3 — 0,03—1,9; MgO — 0—2,4; Н2О —
17—20,6 (кристаллизационная).
Используется безводный сернокислый кальций — ангидрит,
встречающийся чаще всего вместе с гипсовым камнем, содер-
жит до 7% кристаллизационной воды.
Химический состав (%): СаО — 39,0—40,8; SO3 — 55—58;
SiO2 —0,1—0,48; A12O3+F2O3 —0,03—3,6; MgO — 0,1—2,27.
Гидравлической активностью обладает ряд вулканических
пород (табл. 3.15).
На угольных шахтах Кузбасса в качестве вяжущего пригод-
ны гранулированные шлаки, зола ТЭЦ, шламы аглофабрик,
горелые породы и др. (табл. 3.16).
Таблица 3.14
Химический состав гипсового камня и ангидрита некоторых месторождений, %
Таблица 3.15
Химический состав и гидравлическая активность ряда вулканических пород,
употребляемых в качестве активных минеральных добавок (по К. Ю. Репп)
Таблица 3.16
Химический состав сырья для получения вяжущих на угольных
шахтах Кузбасса, %
Оксиды Граншлак KMK Граншлак 3CM3 Зола Белов- ской ГРЭС Зола Южно- Кузбасской ГРЭС Шлам Аба- гур ской аг- лофабрики Горелые породы Ангидрит Портландце- мент
SiO? 36,53 37,08 61,5 61,8—63,8 33,76 66,1 0,04—5,0 17,9
0,19 0,76 6,7 3,1—7,5 21,7 2,95 0,01—0,4 —
15,6 17,76 19 0 2,4—26 9 9 9 19,5 0,0—1,4 5,9
СаО 31,43 33,42 4,6 1,6—3,5 11,8 1,17 31—40 63,8
MgO 12,42 11,81 2,0 0,6—1,8 4,52 2,35 0,2—4,0 4,2
Т1О2 — — 0,7 — — 1,3 — —
Na2O-|-K2O 2,08 — 5,3 1,7—2,8 .— — — —
FeO — — — 0,4—3,9 .— — — —
SO3 1,04 1,14 — — 3,68 — — —
S 0,72 0,56 — — •— — — 0,79
r2o 2,08 1,27 — — 1,95 — — —
3.3. ЗАПОЛНИТЕЛИ
В 1 м3 закладки входит 0,9—0,95 м3 заполнителя, который слу-
жит жесткой основой, уменьшает усадку и тепловыделение, по-
вышает плотность смеси.
Основные требования к заполнителям: предел прочности дол-
жен быть не менее чем на 10—15% выше нормативной прочно-
сти закладки, небольшая растворимость в воде, низкий коэф-
фициент увеличения в объеме во влажной среде, отсутствие
вредных примесей и экономичность. Крупность заполнителя
зависит от способа возведения и транспортирования закладки
и характеризуется модулем крупности (табл. 3.17). Заполните-
лями служат природные пески, отходы обогащения, отвальные
породы и др.
Таблица 3.17
Классификация песков
по зерновому составу
Песок Модуль крупности Полный оста- ток на сит'е с отверстием 0,63 мм, %
Крупный 3,5—2,5 50—75
Средний 2,4—2 0 35—50
Мелкий 1,9—1,5 20—35
Очень 1,4—1,1 7—20
мелкий
Тонкий <1,1 <7
Таблица 3.18
Характеристика природных песков
Природные пески Средний диа- метр, мм Содержание глнны, % Насыпная плотность, Т/М|> Плотность, т/м5
Г айского 0,42 10—35 1,28 2,5
рудника (открытого) Реки Урал 0,41 2—6 1,88 2,65
Модуль крупности песка удаления фракции >5 мм:
Л/Г ^2,5 + ^1,25 + А),315 + ^0,14
М== 100 ’
(3.6)
где А — полные остатки на соответствующих ситах, % -
Однако одинаковый модуль крупности могут иметь пески с
различным соотношением частных остатков на стандартных
ситах. Поэтому применяется второй критерий — полный остаток
на сите с размером отверстий 0,63 мм. Пылевидными считаются
частицы песка фракцией 0,05—0,005 мм, глинистыми — менее
0,005 мм.
Мелкозернистую и пылевидную фракции также можно ис-
пользовать для закладочных работ, однако вследствие большой
удельной площади поверхности заполнителя увеличивается рас-
ход вяжущих. Суммарная площадь поверхности зерен в единице
объема обратно пропорциональна их диаметру. Крупный песок
требует меньшего количества вяжущего раствора для обвола-
кивания зерен. Средний диаметр зерен
rf= 0,5 j 1й1 + j >37а2 _|_ о, 171а3 + 0,02а4 + 0,0024аБ ’ @-7)
5
где Sfl; — сумма частных остатков на ситах, кг; Oi, . . ., а5 —
1
частные остатки на ситах (кг) с отверстиями размером соответ-
ственно 0,15; 0,3; 0,63; 1,25; 2,5 мм.
Средний размер зерен песков: крупных — 0,5 мм, средних —
0,35 мм, мелких и очень мелких — 0,25 мм (табл. 3.18).
Суммарная площадь поверхности зерен в 1 кг песка
ss = So -^+4- + , (3.8)
где 50 = лЛ2—модуль площади поверхности зерен наименьшего
диаметра.
Зависимость суммарной удельной площади поверхности зе-
рен песка от среднего диаметра:
rfcp, ММ........... 7,5 3,75 1,85 0,9 0,45 0,225 0,1
SS, м2/кг.......... 0,303 0,606 1,228 2,525 5,05 10,1 25,0
Лучший заполнитель — это материал, имеющий удельную
площадь 3—6 м2/кг.
Хвосты рудообогатительных фабрик. Минералогический хи-
мический и гранулометрический составы и физико-механические
свойства приведены в табл. 3.19—3.27.
Средняя крупность (мм) хвостов обогащения руд: железных
0,03—0,66; молибденовых 0,095—0,3; полиметаллических
0,05—0,3.
Таблица 3.19
Классификация хвостов обогащения
Хвосты Фракция, мм Выход, % Хвосты Фракция, мм Выход, %
Гравелистые 5,0 25 Мелкие 0,1 75
Крупные Средние 0,5 0,25 50 50 Пылевидные 0,1 >75
Таблица 3.20
Состав хвостов обогащения
Породообразующие минералы Содержание минералов в хвостах обо- гащения на комбинатах, % по мессе
Ачисайском Зыряновском Джезказган- ском
Кварц 5 58 21
Полевой шпат — 34 42
Кальцит и доломит 90 5 5
Хлорит и серицит — — 10
Аргиллит — —- 22
Барит 5 3 —
Таблица 3.21
Гранулометрический состав хвостов обогащения,
используемых на закладочном комплексе Тишинского рудника
№ п/п Фракция, мм Выход, % № п/п Фракция, мм Выход, %
1 —0,4+0,315 7,2 5 —0,10+0,74 18,0
2 —0,315+0,2 19,4 6 —0,074+0,063 1,2
3 —0,2+0,16 16,7 7 —0,063+0,043 1,0
4 —0,16+0,10 8 —0,0043 2,8
Таблица 3.22
Гранулометрический состав закладочного материала
Первомайского рудника
Фракция, мм Выход, % Фракция, мм Выход, %
песок гранулиро- ванный шлак песок гранулиро- ванный шлак
5 10—12 14,5 0,6—0,3 30—35 16
5—2,5 2,5—1,2 3—4 10—12 15,5 20,5 0,3—0,15 15—18 3,0
1,2—0,6 18—20 28,0 —0,16 4—6 2,5
Таблица 3.23
Гранулометрический состав хвостов Лениногорской ОФ
Фракция, мкм Выход (%) в пробах Фр акция, мкм Выход (%) в пробах
1-ой 2-ой З-ей 4-ой 1-ой 2-ой З-ей 4-ой
+350 12,05 7,3 2,9 2,6 —444-22 10,71 10,0 14,7 12,3
—3504-149 5,37 16,1 6,5 2,8 —224-11 9,05 8,8 14,6 15,9
—140+74 15,04 15,8 14,7 20,9 —114-5 7,64 8,0 13,9 16,8
—74+44 8,31 11,6 15,0 Н,1 —5+0 23,35 22,4 17,7 17,6
—44+0 50,75 49,2 60,9 62,6
Таблица 3.24
Химический состав важнейших отходов обогащения полезных ископаемых
Предприятие Исходная порода Минерал, преобла- дающий в отходах Фракция, мм Сод ер- жание компо- нентов, %
SiOg
Криворожский ГОК Железистый кварцит Кварц 0,14—0,63 63,82
Джезказганская ОФ Медистый песчаник Полевые шпаты 0—1 72,56
Оленегорский ГОК Железистый кварцит Кварц 0—5 73,32
Лебединский ГОК То же 0—5 68,44
Балхашский горно-ме- таллургический комби- нат Рудоносный вторич- ный кварц » 0—1 80,80
Никитовский ртутный комбинат Рудоносный жильный кварц » 0—3 94,17
Предприятие Содержание компонентов, %
А12Оз Fe2O3+FeO СаО MgO SO3 Na2O+K2O I ппп
Криворожский ГОК 1,8 17,66 2,24 2,96 0,45 0,35 9,37
Джезказганская ОФ 11,72 2,24 3,9 0,57 0,73 4,51 3,8
Оленегорский ГОК 2,8 16,00 2,12 3,23 — — 1,45
Лебединский ГОК 2,94 18,02 3,19 3,71 — — 4,19
Балхашский горно-ме таллургический комби- нат 10,15 1,76 1,3 0,8 2,55 1,05 2,35
Никитовский ртутный комбинат 1,26 2,09 1,12 0,42 — 0,34 1,12
Отходы обогащения выдают в виде пульпы с соотношением
Т: Ж от 1 :20 до 1:30. Их необходимо обезвоживать, так как
суммарное количество воды в 1 м3 закладки не превышает 400—
500 л, много воды поступает со шлаком из мельницы, поэтому
влажность заполнителя не должна превышать 15% Пульпу
Таблица 3.25
Химический состав (%) и вяжущая активность Ав (МПа)
хвостов обогащения
Предприятие А12О3 СаО MgO SiO2 Ав
Дегтярское рудоуправле- ние 12,81 9,34 11,6 42,16 0,685
Текелийский свинцово-цин- ковый комбинат 1,12 17,62 18,01 54,19 0,677
Зыряновский свинцовый комбинат 0,96 16,47 13,41 51,88 0,595
Алтын-Топканский рудник 7,93 6,47 8,36 40,43 0,565
Лениногорский полиметал- лический комбинат 1,15 9,84 19,72 59,16 0,510
Гайский ГОК 10,94 5,38 2,11 49,94 0,371
Джезказганский горно-ме- таллургический комбинат 13,4 4,1 ' 1.5 70,4 0,27
Южный ГОК 6,12 1,17 1,39 66,21 0,131
им. Губкина (КМА) 3,27 2,49 2,1 61,66 0,127
Таблица 3.26
Химический состав хвостов ОФ Лениногорского комбината, % [48]
Проба SiO2 СаО AI2O3 MgO Fe2Og Реобщ SO32 '’общ
Содержание фракции -\-44 мкм, %
1-я 70,56 5,6 9,86 3,8 2,14 1,77 0,38 0,58
2-я 68,5 3,9 8,7 3,0 3,1 4,01 0,15 4,4
3-я 56,9 6,3 8,9 5,5 2,14 6,98 4,4 6,24
•4-я 67,3 2,8 7,3 5,0 5,3 9,0 3,0 4,32
Содержание фракции —44 мкм, %
5-я 66,58 5,32 11,45 3,8 2,21 2,16 0,45 0,72
6-я Ю,1 70,3 4,7 3,3 3,17 3,17 0,12 4,7
7-я 48,54 6,02 8,9 5,8 2,89 11,00 3,9 8,66
8-я 64,58 3,5 8,27 4,7 6,26 8,2 2,0 6,04
Таблица 3.27
Химический состав отходов обогащения, % [48]
Хвосты ГОКа SO2 Fe2O3 AI2O3 СаО MgO с 50бщ
Текелийского Кар агайлинского 46,52 64,19 0,93 1.18 4,26 1,58 10,74 2,38 3,09 0,58 2,62 1,51 10,36 0,54
Таблица 3.28
Гранулометрический состав скальных закладочных пород
Стадия переработки Выход (%)
+ 800 +400 +200 + 100 + 50
1. Исходные породы 2. Крупное дробление 3. Среднее дробление 4. Мелкое дробление 5. Додрабливание 6. Грубое измельчение 26,0 39,0 15,0 0,3 10,0 29,7 4,1 5,0 34,2 15,6
Примечание. 1 — скальные породы, добытые в карьере; 2 — щековая дробилка
роторная дробилка СМД-75; 6 — проектируемое грубое измельчевие пород в мельнице
сгущают в гидроциклонах до 12—60% твердого, в вакуум-фильт-
рах до влажности 17%.
Хвосты обогащения были использованы в твердеющую за-
кладку в 1970 г. на подземном Гайском руднике. Была
заполнена одна камера вместимостью 7 тыс. м3. Испытания
керна показали, что закладочный массив имел прочность не
ниже, чем с природным песком.
Хвосты содержат некоторое количество флотореагентов: фе-
нол, полиакриламид, ксантогенат и др. Содержание их до 100%
от обычного расхода на 9% снижает прочность смеси на основе
доменных граншлаков. В отвальных хвостах флотореагентов
мало. Ксантогенат разлагается на улетучивающийся изобутило-
вый спирт и щелочь, которая способствует увеличению актив-
ности вяжущего. Наличие в некоторых хвостах СаО (до 11,5%)
также повышает активность вяжущего.
Скальные породы представлены разнородным по крупности
материалом, требуют для закладки дополнительного дробления
(табл. 3.28). Химический состав их разнообразен (табл. 3.29,
3.30).
Пригодность отвальной породы для использования ее в ка-
честве заполнителя устанавливается путем испытания ее на
прочность, размягчение при увлажнении, наличие вредных
примесей.
Коэффициент размягчения породы
Ко = : Осж./o' сж> (3.9)
где Ос» — предел прочности насыщенных водой образцов, МПа;
о'сж — то же, высушенных до постоянной массы образцов, МПа.
Наличие в отвальных породах склонных к самовозгоранию
компонентов — пирита и органических соединений не препятст-
вует применению их в закладке вследствие незначительной га-
зопроницаемости.
по стадиям переработки
фракций, мм
+20 + 10 + 5 +2 + 1 + 0.5 + 0,08 —0,08
5,0 28,5 47,0 17,3 3,4 12,1 21,7 2,0 8,6 20,4 1,0 6,0 16,7 0,9 3,4 12,3 1,6 8,2 0,6 2,2 1,2
0,35 16,5 15,05 26,85 24,75 9,8 3,5 3,2
5,0 5,0 15,0 15,0 18,0 22,0 20,0
CM-I6A (6X9); 3 —конусная дробилка КСД-2100; 4 — молотковая дробилка СМ-120Л; 5 —
МШР 3200X 3100.
Металлургические шлаки. Большое количество граншлаков,
например никелевых, медных и других, позволяет использовать
их в закладку как заполнитель. По гранулометрическому соста-
ву шлаки близки к песку. Шлаки медеплавильного и никелевого
производства характеризуются повышенной плотностью, их
сложно транспортировать по трубопроводам, целесообразно
применять в смеси с природным песком, содержащим большое
количество глинистого материала, на сравнительно небольшое
расстояние по горизонтали.
Отходы обогащения калийных солей включают галит, каль-
цит, полигалит, лайгбейнит, а также нерастворимый остаток
(2—6%)- Содержание КгО составляет 1—3%. Крупность до
0,5 мм имеет 85—95% материала. Влажность первоначальная
10—18%, остаточная — 6—10% (рассолоотдача 4—8%)- Плот-
ность в массиве 1,6—1,8 т/м3, угол естественного откоса 40°,
коэффициент фильтрации 0,1—0,3 м/сут.
Выход отходов (%) на Калушской фабрике (Прикарпатье):
галита — 45, гипса — 4,5 и промытого ила — 30 (с Т : Ж= 1:1),
т. е. 80% от размера добываемой руды.
Вяжущую активность калийных отходов повышают: магнези-
альный цемент и каустический магнезит, негашеная известь
отдельно или в смеси с хлористым кальцием, а также доменный
гранулированный шлак, известняк, сульфат натрия, смесь золы
и хлористого кальция.
Таблица 3.29
Химический состав отходов производства для твердеющей закладки
на Текелийском комбинате, % [48]___________________
Отходы S1O2 РегОз A12O3 СаО MgO с '\>бщ
Порода от проходки Мраморный отсев 63,7 1,58 0,87 0,54 3,42 0,51 10,5 54,65 1,6 0,59 5,2 0,6 2,06 0,05
Таблица 3.30
Химический состав заполнителей закладочных смесей, %
Заполнитель SiO2 Л1гО3 ре2Оз СаО MgO SO3 ппп
Гранит Известняк производст- венного объединения «Севуралбокситруда» 70,14 0,85 12,2 0,44 6,31 0,37 5,44 54,32 0,2 0,8 0,3 1,02 43,3
Таблица 3.31
Влияние типа и расхода пластификаторов
на характеристику смеси
Пластификатор Расход пласти- фикатора, %1 Снижение на- пряжения сдви- га, %
ССБ 0,25 33,5
То же 0,10 15,0
ГКЖ-Ю 0,20 51,6
Глина 10,0 45,5
Таблица 3.32
Гранулометрический состав пластифицирующей добавки
на Текелийском руднике [481
Вид добавки Выход (%) фракций, Мм
+ 5,0 + 1.0 + 0,25 +0,08 + 0,05 +0.01 —0,01
Суглинки Шламы обогащения РУДЫ 2,6 2,8 4,6 11,3 6,0 10,2 10,0 13,5 14,0 30,0 60,0 35,0
3.4. ПЛАСТИФИКАТОРЫ И УСКОРИТЕЛИ
Пластификаторы повышают транспортабельность, улучшают
заполнение выработанного пространства вследствие меньшего
угла растекания смеси. Наиболее эффективная, дешевая и до-
ступная из них — глина, содержащаяся во многих природных
песках. Глинистая фракция создает смазывающий слой на стен-
ках трубопровода. Содержание глины ограничивается требова-
ниями к прочности закладки. Этот пластификатор применяют
на многих рудниках. Оптимальное количество глины— 10—15%
от массы вяжущего.
Существенного улучшения реологического состояния смесей
можно достичь в результате применения стандартных пласти-
фикаторов, выпускаемых серийно для промышленности строй-
материалов.
Химические добавки подразделяют на поверхностно-актив-
ные (ПАВ)—ускорители твердения и противоморозные. По-
верхностно-активные вещества подразделяют на пластифициру-
ющие, пластифицирующе-воздухововлекающие и воздухововле-
кающие.
Пластифицирующие добавки применяют для повышения те-
кучести растворов, экономии цемента и придания искусственно-
му камню большей прочности (за счет уменьшения водоцемент-
ного отношения). К этой группе относят сульфитно-дрожжевую
бражку (СДБ), пластификатор адипиновый (ПАЩ-1), водорас-
творимый (ВРП-1) и др. Особо высокими пластифицирующими
свойствами обладают суперпластификаторы С-3 и С-4.
К пластифицирующе-воздухововлекающим относят мылонафт
(MJ, нейтрализованный черный контакт (натриевый) (НЧК),
этилосиликонат натрия (ГКЖ-Ю), омыленную растворимую
смолу (ВЛХК) и др. Воздухововлекающие добавки — омылен-
ный древесный пек (ЦНИПС-1), синтетическая поверхностно-
активная добавка (СПБ), смола древесная омыленная (СДО)
и др. Газообразующие добавки обеспечивают образование в
массиве равномерно распределенных замкнутых пор и вводятся
для повышения морозостойкости и водонепроницаемости бетона
(ГКЖ-94, ПАК).
Ускорители твердения — это сульфат натрия (СН), нитрат
натрия (НН), хлорид кальция (ХК).
Комплексные добавки — это их сочетания. Сочетание уско-
рителей с пластифицирующей добавкой позволяет нейтрализо-
вать отрицательное влияние вторых на твердение смесей. Для
составов с цементными вяжущими наиболее эффективны ПАВ
(СДБ + СНБ, СДБ + ГКЖ-94) и электролит (СДБ + СН,
СДБ + НН).
Эффективен карбонатный гидрофобизирующий пластифика-
тор, состоящий из смеси тонкодисперсного известняка и мыло-
нафта. Добавление молотого известняка с размером зерен
меньше 0,085 мм в количестве 20—25% повышает прочность
цементного камня, позволяет сократить расход вяжущего. Про-
дукты гидратации вяжущего и известняка, взаимодействуя меж-
ду собой, улучшают прочностные свойства закладки. Количест-
во мылонафта — не более 0,08% от массы вяжущего.
Гидрофобизирующее поверхностно-активное вещество — суль-
фитно-спиртовая барда (ССБ) при дозировке 0,1—0,2%.
Материал SiO2 СаО MgO AI2O3 ^еобщ
Сланцы 44,5 4,о 4,50 4,20 23,98
Песок 94,40 0,90 0,50 1,50 1,12
Окисленные сланцы 65,0 5,30 2,90 7,30 4,93
Шламы ЦГОКа 44,20 1,10 1,50 1,30 35,20
Глина из карьера ЦГОКа 58,70 9,30 2,30 9,80 2,70
Шлаки топливные Запо- 50,80 3,0 1,70 29,10 8,5
рожской ТЭЦ
Зола Запорожской ТЭЦ 55,0 3,5 2,0 22,5 —
Зола-|-шлак Запорожской 48,30 2,45 1,63 24,0 11,0
ТЭЦ
Зола ТЭЦ 43,30 2,60 2,16 18,45 12,14
В качестве пластифицирующей добавки применяют гидроли-
зованную кремнийорганическую жидкость (ГКЖ-10) —свобод-
ный водно-спиртовой раствор этилсиликата натрия в количестве
<0,05—1,0% (табл. 3.31).
В качестве пластификаторов применяют суглинки и шламы
‘ОФ (табл. 3.32).
3.5. ЛКТИВИЗАТОРЫ И ДРУГИЕ ДОБАВКИ
Лктивизаторы — это вещества, которые повышают гидравли-
ческую активность вяжущего, способствуют разрыву гидратных
пленок вокруг зерен активной фазы, усиливая процесс связыва-
ния воды и гидратов извести. Известно большое количество та-
ких добавок (портландцемент, цементная пыль, известь или
другой, отщепляющий известь материал).
Портландцемент применяют для активации доменных, ста-
леплавильных и котельных шлаков, нефелиновых шламов.
1% портландцемента повышает активность доменного гранули-
рованного шлака на 10%. Известь в таких же объемах эффек-
тивнее цемента. Процесс схватывания шлакопесчаной смеси,
содержащей большое количество глины, значительно ускоряется
после добавления 2—4% строительного гипса. Перерасход гипса
ухудшает качество смеси.
Добавка хлористого кальция СаС12 в количестве 2% массы
портландцемента или доменного гранулированного шлака уве-
личивает прочность смеси лишь в начальный период. Аналогич-
ное влияние оказывает сернокислый натрий. Хлористое железо,
введенное в смесь в размере 1—2%, обеспечивает прирост проч-
ности на 20—35%.
Для никелевых шлаков лучшим активизатором является ще-
лочь натрия (7—10%), смесь соды (5%) с известью (40%),
содощелочной плав.
МпО КаО Na2O СО2 FeO Fa О3 $общ ппп
0,32 0,63 1,60 3,0 10,90 22,21 6,60
0,024 0,14 0,29 — — 1,60 0,05 0,75
0,019 0,80 0,60 0,32 1,16 5,73 0,10 10,63
0,024 0,17 0,38 1,90 10,90 38,25 0,80 2,00
0,022 1,10 0,92 5,50 3,86 0,15 13,10
— 3,0 0,70 — — 12,58 0,17 2.0
1,00 — — 3,3 7,7 0,2 0,96
— 2,20 0,89 — — 16,28 0,09 4,0
— 1,58 0,83 — — 17,96 0,13 13,72
Калийные отходы активизируют каустическим магнезитом
(2%), негашеной известью (2,5%), смесью извести (1,5%) и
хлористого кальция (1.5%). Начало схватывания 3—5 ч.
Замедлители схватывания. Схватывание цементов наступает
спустя 1 ч после затворения их водой, что не всегда удовлетво-
ряет технологии закладочных работ. Замедлителем схватывания
являются глина, которая смещает начало схватывания до 4—
5 ч, серная кислота, сернокислое железо, отходы обогащения
калийных солей. В насыщенных соляных растворах значительно
ослабляются вяжущие свойства цемента, шлака, золы и гипса.
Наполнители — тонкодисперсные вещества, добавление кото-
рых в цемент до 10% не снижает его активности (табл. 3.33).
На закладочных работах наполнители служат для снижения
излишне высокой активности цемента до нормы, при этом уве-
личивается общее количество вяжущего без больших дополни-
тельных затрат.
3.6. ВОДА ДЛЯ ЗАКЛАДКИ
Рудничные воды нередко содержат значительное количество
растворенных в них кислот или солей, агрессивных к бетону.
Так, на медноколчеданных рудниках вода имеет сернокислую
реакцию (показатель кислотности достигает 1). Наличие вред-
ных примесей в воде отрицательно воздействует на бетон: про-
исходит выщелачивание портландцемента. Исключение — шла-
ковые цементы, устойчивые к сернокислой агрессии при показа-
теле кислотности <1. Для бетонов применяют воду с показате-
лем кислотности ^4, содержание сульфатов не должно
превышать 2,7 г/л в пересчете на ионы SO3, а других солей —
не более 5 г/л. Сточные воды с примесями растительных масел
не пригодны для бетонных работ. Слегка щелочные воды не
влияют на бетон, но ускоряют процесс охватывания.
Таблица 3.34
Химический состав шахтных вод Кривбасса, мг/м8
Место (рудоуправление) взятия пробы Са" Mg" K+Na
Им. Коминтерна Им. Ленина Им. Орджоникидзе Им. Р. Люксембург Им. К Либкнехта «Большевик» 920 530 1085,4 312,45 910,9 2366,8 1446 815 1411,5 300,2 893,3 2003,4 22 780 6000 13 375,6 5474,6 13 749,8 27 525,0
Мерой активной кислотности воды служит величина pH —
водородный показатель, равный логарифму концентрации водо-
родных ионов. Если pH<7, то вода кислая, если >7, то щелоч-
ная. Для воды железорудных шахт pH = 6—8 (табл. 3.34).
Наличие в шахтной воде свободной углекислоты до 15—
20 мг/л и ее солей не опасно для цемента.
Смеси на основе шлаковых цементов, в которых свободная
гидроокись кальция выделяется в небольшом количестве, а так-
же содержащих некоторое количество трехкальциевого алюми-
ната, устойчивы против агрессивного воздействия минерализо-
ванных вод. Аналогичным свойством обладают вяжущие из
молотых шлаков, близкие по химическому составу к шлаковому
цементу. Вода с кислой реакцией (рН=1) не вызывает ослаб-
ления образцов смеси, а применение щелочной воды, в том числе
содержащейся в хвостах обогащения гидроокиси кальция, даже
ускоряет процесс твердения.
Глава 4
ПОДГОТОВКА ЗАКЛАДОЧНЫХ МАТЕРИАЛОВ
4.1. НАЗНАЧЕНИЕ ПОДГОТОВКИ ЗАКЛАДОЧНЫХ
МАТЕРИАЛОВ
Большинство применяемых в закладку материалов необхо-
димо подвергать предварительной переработке: дроблению, гро-
хочению, измельчению, классификации, магнитной сепарации,
промывке, дешламации и др.
Материалы закладки требуют:
доизмельчения для повышения активности — цемент и золы
ТЭЦ;
мокрого измельчения — шлаки;
дробления, измельчения — скальные породы;
обезвоживания и дешламации — хвосты обогащения.
сг ИСОз' pH А!" Сухой оста- ток
39 890 1358,0 134,2 7,5 560 691 000
12 764 1325,0 183,0 7,75 560 22 800
25170 1976,0 73,9 6,7 — 43 296
8875,0 1279,4 97,6 7,0 — 19 150,81
24 715 953,9 45,8 7,0 — 41 245,9
51 389,8 1503,8 24,4 6,0 — 84 814,4
4.2. МЕТОДЫ ОПРЕДЕЛЕНИЯ КРУПНОСТИ ЗАПОЛНИТЕЛЯ
Гранулометрический состав определяют ситовым и седимен-
тационным методами. Класс крупности — количество материа-
ла, прошедшего через сито с калиброванными отверстиями di
и оставшегося на сите с размерами отверстий d2, причем dd>d2-
При этом класс крупности обозначается di—d2 или —di+d2.
Последовательный ряд размеров отверстий сит, используе-
мых для рассева, — шкала рассева или шкала классификации.
Используют набор сит с постоянным отношением размеров от-
верстий.
Для проведения ситовых анализов крупного материала
(2,5 мм и выше) используют сита с модулем, равным 2; для
мелкого материала — с модулем, равным д/2, начиная с отвер-
стий размером 2,362 мм. Наибольшее распространение на за-
кладочных комплексах для контроля крупности заполнителя
нашли наборы сит КСИ с модулем, равным 2. Размеры от-
верстий сит КСИ составляют 40; 20; 10; 5; 2,5; 1,25; 0,63; 0,325;
0,140 мм. Для крупного заполнителя (щебня) применяют сита
с отверстиями размером 3; 5; 7,5; 10; 12,5; 15; 20; 25; 30; 40;
50; 60; 70 мм. Масса пробы в зависимости от крупности мате-
риала:
Крупность
материала, мм
Масса пробы,
кг, не менее
<5........................... 1
+5—10........................ 5
+ 10—20......................10
+20—40 20
+40—70 30
>70..........................50
Глинистые частицы удаляют отмучиванием. Содержание в
заполнителе глинистых частиц (%)
т'-т, 100
• т
Таблица 4.1
Гранулометрический состав заполнителя
Фракции, мм Частный выход фракций Суммарный выход фракций, %
по массе Q, к!г удельный v, '% по плюсу (суммар- ные остатки на си- тах) по минусу (суммар- ный просев) Еу-
+20 1,5 15 15 100
—20+10 2,0 20 35 85
—10+5 2,5 25 60 65
—5 +2,5 2,8 28 88 40
—2,5 1,2 12 100 12
Всего 10,0 100 — —
где т' и т\ — массы пробы соответственно первоначальная и
после промывки, г. Содержание глинистых частиц учитывается
по выходу фракции <0,14 мм.
По результатам просеивания частный остаток на каждом
сите (%)
аг = -^ 100, (4.2>
где mi и тп — массы остатка на данном сите и просеиваемой
пробы, г.
Полный остаток на каждом сите
А{=О] + Оз+ -ЬОг, (4.3)’
где ai + a2 +.. ,+at — частные остатки на ситах с большим раз-
мером отверстий, %.
Результаты анализов оформляют в виде табл. 4.1.
На основании табличных данных строят графики грануло-
метрического состава заполнителя.
При отложении на оси ординат значений частных выходов
фракций получают частную характеристику крупности запол-
нителя (рис. 4.1). При использовании значений суммарных вы-
ходов имеем суммарную характеристику, по которой можно
определить выход любой фракции без дополнительного анализа
по разности ординат точек кривой распределения, соответству-
ющих заданным размерам di и d2-
При широком диапазоне крупности используют полулога-
рифмические и логарифмические шкалы, а характеристики по
минусу имеют вид прямой, описываемой уравнением Розина —
Раммлера:
joo=emdnt (4.4)
Рис. 4.1. Гранулометрические характеристики продуктов:
а —частная; б — суммарная по плюсу (/) и по минусу (2); в — полулогарифмическая по
плюсу (/) и по минусу (2); г — логарифмическая по плюсу (/) и по минусу (2)
где А — суммарный остаток на сите d, %; е — основание на-
турального логарифма; т и п — коэффициенты, зависящие от
свойств данного материала.
Коэффициенты т и п находят по двум известным точкам при
решении системы уравнений:
100
Ri
₽2
(4-5)
Коэффициент п определяют из равенства
(4-6)
а коэффициент т
(4.7)
Седиментационный анализ для тонких материалов
(<40мкм). Скорость осаждения таких частиц в разбавленной
суспензии, содержащей не более 1% твердого, подчиняется за-
кону Стокса:
где g — ускорение свободного падения, см/с2; Др = р—ро —
разность плотности соответственно минеральных частиц и жид-
кости, кг/м3; 1] — вязкость жидкости, Па-с; г — стоксовский
или седиментометрический радиус частиц.
Рекомендуется выделять частицы 3; 10; 16; 25 и 40 мкм.
Средневзвешенный размер фракции в пробе
f _ Т1А + 72^ + . 4~ Turf» _ ^yidj /Л Q\
ср Т1 + Т2 + + Tn 2тг ’ '
где 7,— выход мелкой фракции, %; dt— средний размер вы-
хода мелкой фракции, определяемый как среднеарифметическое
двух смежных сит di и d2> причем di<JCp<^2.
Заполнитель характеризуется модулем крупности, модулем
площади поверхности и удельной площадью поверхности.
Модуль крупности песка — одна сотая суммы полных остат-
ков на ситах с размером отверстий 2,5—0,14 мм, с модулем
классификации, равным 2:
Мк = 0,01 (Т?2,Б + ^?1,25+-/?0,63+ ^?0,315+^?о,н), (4.10)
где 7?2,5 • • • ^о,14 — полные остатки на соответствующих ситах.
Фракцию >5 мм не учитывают.
Модуль площади поверхности
Л1П = -Ц^(^,Б + 2^,25 + 4^0,63+^0,31б+16/?0,14 +
32/?_0_н), (4-И)
где /Сф — коэффициент формы, выражающий отношение площа-
ди поверхности зерен песка к площади поверхности шарообраз-
ных частиц того же среднего размера (для дробленого мате-
риала 2,1, окатанных речных песков—1,7, сильно окатанных
песков — 1,2).
Удельную площадь поверхности определяют по формуле
Л = — > (4.12)
lOOpdcpi '
где at — частный выход мелкой фракции, %; р — плотность
материала, кг/м3; d^t — средний размер мелкой фракции, оп-
ределяемый среднеарифметическим из размеров отверстий двух
смежных сит; Ki — коэффициент коррекции для фракций 0—
5 мм; 5—10 мм; 10—20 мм
Kx=S/n, (4.13)
где S — удельная площадь поверхности фракции, определенная
опытным путем; П — площадь поверхности фракции, рассчи-
танная по формуле (4.12).
Рис. 4.3. Гидравлический поверхно-
стемрр;
1 — воздушный клапан; 2 — патрубок; 3 —
датчик уровней жидкости; 4 — контроль-
ная трубка; 5 — уравнительный резервуар;
6 — крышка рабочей камеры; 7 — рабочая
камера; 8 — кожух рабочей камеры; 9—
прижимной болт; 10 — U-образное коле-
но; 11 — опорный столик; 12 — водопро-
водный кран; 13— уравнительный винт
Рис. 4.2. Пневматический поверхностемер:
1 — колба; 2 — деревянный штатив; 3, 5 — краны; 4 — стеклянный аспиратор; 6—бутыль
с водой; 7, 9 — резиновые трубки; 8 — стеклянный тройник; 10 — водяной манометр;
11 — термометр; 12 — плунжер; 13 — металлическая гильза с бронзовой решеткой
Удельную площадь поверхности фракции 0—5 мм определяют
с помощью пневматического поверхностемера (рис. 4.2).
Константа прибора К и объем пробы в гильзе
(4.14)
у____ nd2
У — ~~4~ ’
(4-15)
где d—фактический внутренний диаметр гильзы, см; h — вы-
сота слоя пор в гильзе, см.
Удельная площадь поверхности
е_ 14/< 1/ НТ 1/ 1 1/ — 14/< 1/ #Тт2пеС
Р ' У 1) У (1 — тПес)2 р I VBn(l—тпес)2 ’
(4-16)
Рис. 4.4. Оптимальные грануломет-
рические составы щебня:
I — область мелкого щебня; II — оптималь-
ная область; III— область крупного щеб-
ня
Рнс. 4.5. Оптимальные грануломет-
рические составы песка:
/ — область мелкого песка; II — оптималь-
ная область; III — область крупного пе-
ска
где Н — разрежение в приборе по манометру в момент опыта,
Па; Т — продолжительность опыта, с; Кв — объем воздуха,
прошедшего в процессе опыта через слой песка, равный объему
воды в колбе после опыта, см3; р — плотность песка, г/см3;
Шпес — пустотность песка, доли единицы; г] — вязкость воздуха,
Па-с; К — константа прибора.
Значение "j/1/т] в зависимости от температуры воздуха:
Температура воздуха, °C ... 11 12 14 16 18
1/-L.......................... 74,41 75,21 75,0 74,79 74,58
Г т]
Температура воздуха, °C .... 20 22 24 26 28 30
j/-L......................... 74,37 74,16 73,96 73,78 73,58 73,38
Для фракций 5—10 и 10—20 мм применяют гидравлический
поверхностемер (рис. 4.3).
5щеб= 1,74/ —3,7, (4.17)
где t — время фильтрации воды, фиксируемое электрическим
секундомером.
Оптимальные гранулометрические составы песка и щебня
приведены на рис. 4.4 и 4.5. Отклонение по гранулометрическо-
му составу снижает прочность смеси или требует дополнитель-
ного расхода цемента.
4.3. ПОДГОТОВКА ЗАПОЛНИТЕЛЯ ИЗ ОТВАЛЬНЫХ ПОРОД
Подготовка заполнителя состоит из дробления, грохочения,
иногда измельчения и классификации. Степень дробления
Dcp
fr —* -_
^ср
Рис. 4.6. Схемы подготовки заполнителя из крупнокускового материала:
а — открытый цикл в одну стадию дробления; б — двухстадиальиое дробление с сов-
мещенным грохочением во второй стадии; в — трехстадиальиое дробление с предвари-
тельным грохочением во второй и третьей стадиях; г — двухстадиальиое дробление
с предварительным и контрольным грохочением во второй стадии;
1 — автосамосвал; 2 — бункер; 3 — питатель; 4 — щековая дробилка; 5 — ленточный кон-
вейер; 6—грохот; 7 — конусная дробилка; 8 — молотковая дробилка
Таблица 4.2
Техническая характеристика щековых дробилок (ГОСТ 7084—80)
щдп ЩДС-1
Показатели сч LO X IZXS 1X25 2.5X9
ст Ё ’—' СТ —<
к Ё Ё о
ч ч ч ч ч
и И я 3 S
Размеры приемного отвер- стия, мм: ширина 900 1200 1500 2100 250
длина 1200 1500 2100 2500 900
Наибольший размер куска 750 1000 1300 1700 210
исходного материала, мм Предел прочности на ежа- 300 300 300 300 300
тие исходного материала, МПа, не более Ширина выходной щели в фазе раскрытия, мм: диапазон регулирова- ±35 ±40 ±45 ±50 ±20
ния, не менее номинальная 130 155 180 250 40
Производительность при 180 310 550 800 18
номинальной ширине вы- ходной щели, м3/ч, не ме- нее Мощность двигателя основ- 110 160 250 400 45
ного привода, кВт, не бо- лее Масса дробилки, т, не бо- 75 145 260 470 9,0
лее Удельная мощность, 0,62 0,52 0,46 0,50 2,5
кВт/м3/ч, не более
где DH и г/н—номинальная крупность материала до и после
дробления; Dcp и г/ср— средневзвешенный размер куска в про-
бе до и после дробления.
Подготовку заполнителя осуществляют в одну или несколько
стадий дробления (рис. 4.6). Различают степени дробления:
крупное (£>ц=1200—1500 мм, г/н = 300—100 мм), среднее (£>н =
= 350—100 мм, (/„=100—40 мм) и мелкое (DH=100—400 мм,
г/н=30—5 мм). Общая степень дробления равна произведению
их степеней в отдельных стадиях:
/общ~/1, /2, (4.19)
В первой стадии дробления используют в основном щековые
дробилки, во второй и третьей — конусные и молотковые.
ЩДС-1 щдс-п
LO to
о X со X to Cl X co 9X12 X €4 OJ X to
1—, 1—4 k— 1—4 k—4 i_i I—,
>—4 >—4 1-1 *—4 >—4 »—4 >—4 4—4
О О О 3 d d и О б
а g в a 3 g a
400 160 250 400 600 900 1200 1500
900 250 400 600 900 1200 1500 2100
340 130 210 340 500 750 1000 1300
300 250 250 300 300 300 300 300
+30 —20 ±15 ±20 ±30 ±25 ±35 ±40 ±45
60 30 400 60 100 130 155 180
30 3,0 7,5 18 60 180 310 550
55 7,5 18,5 45 75 110 160 250
13,0 1,5 3,0 7,0 21,0 — — —
1,9 2,5 • 2,5 2,5 1,3 0,62 0,52 0,46
В табл. 4.2 приведена производительность щековых дроби-
лок для руд средней крепости плотностью 2,65 т/м3.
При дроблении материала такой же крепости, но с другой
плотностью расчет производительности дробилок производят
по формуле
Q = ЯпрЯвЛтвСкат -2^5-i ’ (4.20)
где Q и QKaT — производительность при дроблении руды плот-
ностью р и паспортная производительность при номинальной
ширине разгрузочной щели дробилки /н; I — ширина разгрузоч-
ной щели дробилки, мм; /<пр, /Свт, /<тв — поправочные коэффи-
циенты на крупность, влажность и твердость соответственно
(табл. 4.3).
Таблица 4.3
Поправочные коэффициенты на условия дробления
Поправочный коэффициент Дробимый материал
мягкий средней твер- дости твердый весьма твердый
На крепость 1,2/5—10 1,0/10—15 0,95/15—18 0,9/18—20
На влажность (при на- личии в руде комкую- щейся мелочи) Влажность, %
4 Б 6 7 8 9 10 и
1 1 0,95 0,90 0,85 0,80 0,75 0,65
На крупность Содержание крупных классов (>0,5 мм) в питании, %
5 10 20 25 30 40 Б0 60 70 80
1,10 1,08 1,05 1,04 1,о; 1 1,0 0,97 0,95 0,92 0,89
Примечание. Знаменатель — крепость по шкале М. М. Протодьяконова.
С учетом физико-механических свойств дробленого материа-
ла производительность щековой дробилки определяют по эмпи-
рической формуле
Q = ЛирЯв Лтв( 150+750В) иРн, (4.21)
где /Сир, Квт, Ктв и I имеют прежние значения; В и L — соответ-
ственно ширина и длина приемного отверстия дробилки, м;
рн — насыпная плотность материала, т/м3.
В табл. 4.4 и 4.5 приведены технические характеристики ко-
нусных дробилок соответственно для мелкого и среднего дроб-
ления.
Производительность дробилки КСД при ширине разгрузоч-
шой щели: <25 мм
Q—
>25 мм
Q = Kf (<7а/+А )рн.
Производительность дробилки КМД
<2 = 7<цЛ/?зРн/,
(4.22)
(4.23)
5—422
Таблица 4.4
Техническая характеристика конусных дробилок для мелкого дробления
Таблица 4.6
Расчетные параметры дробилок КСД и КМД [53]
Тип Показатель Диаметры основания конуса D. м
дробилки 0,6 0,9 1.2 1.75 2,2 2, 5 3,0
КСД qi, м3/(мм-ч) <72. м3/(мм-ч) А, м3/ч 1.1 0,3 20 2,4 0,4 50 3,4 0,8 65 6,6 3,4 80 10,0 6,8 80 11,3 14,4
кмд ?з, м3/(мм-ч) — — 8.5 16 25 28 35,2
где 7<f — поправочный коэффициент на крепость руды, прини-
мается по данным табл. 4.3; ри — насыпная плотность материа-
ла, т/м3; qi, q%, qs — удельная производительность дробилки,
м3/(мм-ч) (табл. 4.6); А — паспортная производительность
дробилки, м3/ч; 7<ц — поправочный коэффициент на производи-
тельность дробилки по исходному материалу (1 — при работе
дробилки в открытом цикле и 0,5 — в замкнутом).
Технические характеристики и показатели работы дробилок
приведены в табл. 4.7, 4.8.
Молотковые дробилки используют для дробления некрепких
горных пород, имеющих низкую абразивность.
Основной показатель грохочения — его эффективность Е, %,
определяемая отношением количества подрешетного продукта
Qn/p к общему его количеству данной крупности Qd, находяще-
гося в исходном материале:
Е = 100 =---—-------10-4, (4.25)
Qn/p а(100-₽)
где Qa и Qn/p — количество материала крупностью d в исход-
ном и подрешетном продуктах в натуральных единицах измере-
ния; а и р — содержание класса меньше размера с?н в исходном
и надрешетных продуктах, % (табл. 4.9).
Эффективность грохочения на колосниковых грохотах 60—
70%, на вибрационных 65—85%. Операции предварительного
грохочения применяют для сокращения количества материала,
поступающего в операцию дробления за счет отсева мелочи.
Наибольшее распространение на закладочных комплексах
нашли колосниковые (неподвижные) и вибрационные грохоты.
Колосниковые грохоты используют для предварительного от-
деления крупных продуктов и устанавливают под углом 45—50°
(табл. 4.10).
Производительность вибрационных грохотов
Q = <?FK!K27<3K4K5K67<7K8, (4.26)
Таблица 4.7
Показатели работы конусных дробилок
Ширина разгру- зочной щели, мм Тип пород КСД-1750 КСД-2200 КМД-1750 КМД-2200
Zn zn
5 Твердые — — — — 18 3,6 28 5,6
Средней твердости — — — — 16 3,2 25 5,0
Мягкие — — — — 14 2,8 23 4,6
7 Твердые — — — — 20 2,8 30 4,3
Средней твердости — — — — 18 2,6 27 3,8
Мягкие — —— — — 16 2,3 24 3,4
10 Твердые — — — — 24 2,4 34 3,4
Средней твердости — — — — 22 2,2 31 3,1
Мягкие — — — — 19 1,9 27 2,7
15 Твердые 32 2,1 45 3,0 30 2,0 41 2,7
Средней твердости 29 1,9 40 2,7 27 1,8 37 2,5
Мягкие 25 1,7 35 2,4 24 1,6 33 2,2
© 00 □ Т? S 2 СП © 40 30 nd о войной щели, мм Ширина nasrov-
Мягкие :чаиие. dK — круг Средней твердости Твердые X с Средней твердости т Твердые S 5 с Средней твердости Твердые Мягкие Средней твердости Твердые 1ип породы
77 1,5 шесть максима. 86 1,7 96 1,9 59 1,5 66 1,6 74 1,8 44 1,5 50 1,7 55 1,8 31 1,6 35 1,7 39 1,9 1 сл о
94 1,8 льных кусков, 6*1 901 117 2,2 74 1,8 84 2,1 93 2,3 57 1,9 64 2,1 71 2,4 42 2,1 48 2,4 53 2,6 а. X N й КСД-2200
2 ; । я 1 1 1 1 1 1 со nd СО © Xе- КМД-
II Й. Т 1 1 1 1 1 1 1 СП © 8‘1 1750 Qj О И СЪ
закрупиение. 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 о ND о 44 2,2 49 2,5 а. я N И КМД-2200 Эм К съ а О\
Таблица 4.8
Техническая характеристика однороторных дробилок среднего и мелкого дробления
Показатели ДРС 5X5 ДРС 6X6 ДРС 8X8 ДРС 10X10 ДРС 12X1'2 ДРС 16X16 ДРС 20X20
Размеры ротора, мм:
диаметр 500+25 630+32 800+40 1000+50 1250+63 1600+80 2000+100
длина Размеры приемного отвер- стия, мм: 500+25 630+32 800+40 1000+50 1250+63 1600+80 2000+100
продольный поперечный Производительность дро- билки, м3/ч, не менее 500+25 250+18 25 630+32 300+15 35 800+40 400+20 65 1000-1-50 500+25 125 1250+63 600+30 200 1600+80 800+40 310 2000+100 1000+50 500
Размер максимального ку- ска загружаемого материа- ла, мм 150 190 240 300 375 480 600
Регулируемая минимальная ширина выходных щелей, мм, ие более 8 10 12 16 20 25 32
Установленная мощность, номинальная, кВт 30 40 75 125 200 320 400
Масса дробилки, т, не бо- лее 2,2 3,5 6,5 10 18 30 50
Отношение массы дробилки к ее производительности, т/м3/ч, не более 0,09 0,1 0,1 0,08 0,09 0,1 0,1
Удельный расход энергии, 3 кВт/м3/ч, не более 1,2 1,2 1,2 1,0 1,0 1,05 0,8
Таблица 4.9
Суммарный остаток на сите фракции 55 мм при различной
номинальной крупности материала (известняк)
&л, мм Я», |% dH, мм % dK, мм %
5 5 16 56 50 89
8 22 20 66 80 94
10 35 25 73 100 95
13 46 35 82 300 99
Таблица 4.10
Удельная производительность колосниковых грохотов
для материала с насыпной плотностью 1,6 т/м3, м3/(мгч)
Эффек- тивность грохо- чения, % Ширина щели, мм
25 50 75 100 125 150 200
70—75 9 16 22 25 28 31 38
55—60 18 32 44 50 56 62 76
где q — удельная производительность, м3/(м2-ч) (табл. 4.11);
F — площадь грохота, м2; Ki, .... Лв— поправочные коэффици-
енты; Ki — коэффициент, учитывающий влияние мелочи,
Содержание в исходном мате-
риале зерен размером меньше
половины отверстия сита, % 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90
Kt....................... 0,4 0,5 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4 1,6 1,8 2,0
Л2 — коэффициент, учитывающий влияние крупных зерен,
Содержание в исходном
материале зерен разме-
ром больше размера от-
верстия сита, % 10 20 25 30 40 50 60 70 80 90
Kz ..... . 0,940,971,01,031,091,181,321,552,03,36
Кз — коэффициент, зависящий от эффективности грохочения,
Эффективность грохочения, % 40 50 60 70 80 90 92 94
К3....................... 2,3 2,1 1,9 1,65 1,35 1,0 0,9 0,8
/(4 — коэффициент на режим вибраций подвижных грохотов
Произведение 2гп0 (удвоенная
амплитуда 2г на частоту вра-
щения «о), мм-с-1 .... 100 140 170 200
Ki . ................... 0,65—0,7 0,75—0,8 0,85—0,9 0,95—1,0
/СБ — коэффициент на форму зерен и материал
Исходный материал . . . Дробленая руда Песчано-гравийная Уголь
смесь
Ks....................... 1,0 1,25 1,5
Таблица 4.11
Удельная производительность грохотов при различных
размерах отверстий сеток
Размер отверстия сетки, мм М3/(м2- Ч) Размер отверстия сетки, мм <7. М3/(м2-4) Размер отверстия сетки, мм <7> М3/(м2-4) Размер отверстия сетки, мм <7, мЗ/(м2-Ч)
4 8,7 10 18,2 20 25,4 50 37,5
5 11,0 12 20,1 25 27,8 60 41,5
6 12,9 14 21,7 30 29,6 80 48,0
8 15,9 16 23,1 40 32,6 100 53,0
Таблица 4.12
Техническая характеристика грохотов инерционных наклонных
тяжелого типа
Показатели ГИТ-32Н ГЙТ-41 ГИТ-41 А ГИТ-42Н ГИТ-51 Б
Размеры просеиваю- щей поверхности, мм 1250X 2500 1500X3000 1500X3000 1500X3000 1750X4500
Число сит 2 1 1 2 1
Угол наклона короба, градус 10—30 10—30 10—30 10 30 10—30
Размеры отверстий сит, мм 20, 80 40 12X12 80, 40 25X25 8—12 12, 16 20, 25 40 8—12
Мощность электро- двигателя, кВт 10 13 13 13 17
Масса грохота, кг 5130 5450 5980 5980 6030
Показатели ГИТ-51 Б ГИТ-51 А ГИТ-52Н ГИТ-61 СО ГИТ-7Ш
Размеры просеиваю- 1750 X 3500 1750X3500 1750X3500 2000 X 6000 2500 X 5000
щей поверхности, мм Число сит 1 1 2 1 1
Угол наклона короба, 10—30 10—30 10—30 15—25 10—30
градус Размеры отверстий 6—80 50—150 20—100 20—100 50—120
сит, мм Мощность электро- 17 22 22 17 30
двигателя, кВт Масса грохота, кг 6890 8560 7320 1200 15 615
Ке — коэффициент, учитывающий способ грохочения,
Способ грохочения . . .сухой* мокрый* >25 мм
с орошением любой**
/Се........................... 1,0 1,25—1,40 1,0
Таблица 4.13
Техническая характеристика грохотов самобалансных
Показатели Грохоты легкого типа Грохоты среднего типа
ГИСЛ-72 ГИСЛ-62 ГСС-22 ГСС-32
Размеры просеиваю- щей поверхности, мм Число сит Угол наклона коро- ба, градус Мощность электро- двигателя, кВт Масса грохота, кг 2500 X 6000 2 10—25 22 13 860 2000X5000 2 0—25 17 10 150 1000X 2500 2 0 5,5 1933 1250X3000 2 0 5,5 2250
Показатели Грохоты тяжелого типа Грохоты тяжелого типа
243-Гр ГСТ-42 ГСТ-51 253-ГР 25 9-ГР ГСТ-61
Размеры просеиваю- щей поверхности, мм Число сит Угол наклона коро- ба, градус Мощность электро- двигателя, кВт Масса грохота, кг 1500Х Х4000 1 0 2,2X2 2410 1500Х Х3000 2 0 4 2700 1750Х Х4500 1 0—8 10 5000 2000X Х5000 1 0 15 7000 2000X Х4000 1 0 15 7100 2000Х Х5000 1 0 11 11 300
Кг — коэффициент, учитывающий влияние влажности исходного
материала,
Материал.................сухой* влажный* комкующийся* любой**
/С,...................... 1,0 0,75—0,85 0,2—0,6 0,9—1,0
Кв — коэффициент, учитывающий положение сетки на грохоте:
для верхнего Лв=1, нижнего Лв=0,75—0,8.
Примечание. * Для отверстий сита <26 мм; ** для отверстий сита >25 мм.
Технические характеристики инерционных и самобалансных
грохотов приведены в табл. 4.12, 4.13.
При использовании нестандартных сеток вводится дополни-
тельный коэффициент /<ю — отношение площадей живого сече-
ния данной сетки к стандартной.
Для угольных шахт разработана подземная дробильно-сор-
тировочная установка (ДСУ). Она состоит из дробилки щеко-
вой ЩД-2, одновалковой дискозубой ДО, питателя-классифи-
катора КЛП-1.
Техническая характеристика дробилки ЩД-2
Размер приемного отверстия, мм:
ширина....................................................800
длина..................................................ООО
Максимальный размер загружаемого куска, мм............... 700 X800
Частота вращения эксцентрикового вала, мин-1 .... 250
Ширина входной щели, мм....................................100±25
Производительность (для пород с коэффициентом крепости
по шкале М. М. Протодьякоиова sg 12),
м/ч, при ширине щели, мм:
100........................................................65
125....................................................80
Электродвигатель.............................................ВАО92-8
Установленная мощность электродвигателя, кВт...............55
Частота вращения, мин-1.................................735
Габариты, мм:
ширина................................................. 2500
длина.................................................. 2500
высота . .................................. 2400
Масса, кг..................................................1830
Производство...............................................Серийное
Исполнение ... Нормальное
Дробилка ДО предназначена для работы в подземных ус-
ловиях газовых шахт.
Техническая характеристика дробилки ДО
Производительность, м3/ч...................................20—60
Максимальный размер загружаемых кусков, мм.................250
Размер кусков продукта дробления, мм, не более .... 80
Размер приемного отверстия, мм............................. 100X1050
Крепость переработанных пород по шкале М. М. Про-
тодьяконова ........................................... До 10
Частота вращения дробящего вала, мкг1 .....................14,5
Диаметр дробящих дисков, мм . . .................600
Электродвигатель...........................................ВАО81-4
Мощность приводного двигателя, кВт.........................45
Частота вращения двигателя, мин-1.................... 1460
Размеры дробилки, мм:
Длина ................................................. 2430
ширина . . ..................................... 2000
высота.................................................1250
Масса, кг.................................................. 8000
Производство...............................................Серийное
Техническая характеристика питателя-классификатора КЛП-1
Наибольшая производительность по загрузке, м3/ч, при скорости
цепи, м/с:
0,128 ................................................140
0,150..................................................170
Крупность поступающей породы (не более), мм . ... 500
Рабочая ширина питателя, мм................................800
Размеры ячеек колосникового полотна, мм................. 50X50,
„ 100X100
Скорость передвижения колосникового полотна, м/с . . . 0,12—0,15
Частота вибрации короба, мин-1..............................960
Электродвигатель вибратора..................................ВАО42-6
Электродвигатель привода....................................ЦНД5А
Мощность электродвигателя-классификатора, кВт .... 6
Мощность электродвигателя-вибратора, кВт....................4
Передаточное число редукторов .............................. 118
Размеры, мм:
длина................................................... 4000
ширина.................................................. 3500
высота..................................................1200
Масса, кг................................................... 6500
Производство............................................Серийное
Схемы подготовки закладочного материала с расположени-
гем ДСУ в шахте и на поверхности приведены на рис. 4.7, 4.8,
Рис. 4.7. Схема подготовки закладочно-
го материала для пневматической за-
кладки с подземным расположением
ДСУ:
1 — опрокидыватель; 2 — колосниковая решет-
ка; 8 — пиевмобутобой; 4 — бункер для рядо-
вой породы; 5 — питатель; 6 — бункер для по-
сторонних предметов; 7 — конвейер ленточ-
ный; 8 — железоотделитель; 9 — питатель-клас-
сификатор; /0 —дробилка щековая; 11— клас-
сификатор передний кулачковый; 12 — дробил-
ка одновалковая дискозубая; 13 — бункер для
дробленой породы
Рис. 4.8. Схема подготовки закла-
дочного материала для пневматиче-
ской закладки с расположением
ДСУ на поверхности:
/ — опрокидыватель; 2 — колосниковая ре-
шетка; 3 — пиевмобутобой; 4 — бункер для
рядовой породы; 5 — питатель; б —конвей-
еры ленточные; 7 —бункер для посторон-
них предметов; 8 — питатель-классифика-
тор; 9 — дробилка щековая; 16 — бункер
для дробленой породы; 11 — ребристый
трубопровод; 12 — классификатор пород-
ный; 13 — дробилка одновалковая; 14 —
железоотделитель
।
Рис. 4.9. Схема подготовки закла-
дочного материала для механиче-
ской (самотечной) закладки с под-
земным расположением ДСУ:
1 — опрокидыватель; 2 — колосниковая ре-
шетка; 3 — пиевмобутобой; 4 — бункер для
рядовой породы; 5 — питатель; 6 — кон-
вейеры ленточные; 7 — бункер для посто-
ронних предметов; 8 — питатель-классифи-
катор; 9 — дробилка щековая; 10 — желе-
зоотделитель; 11 — бункер для дробленой
породы
4.4. ПОДГОТОВКА ЗАПОЛНИТЕЛЯ ИЗ ТОНКОМОЛОТЫХ
ХВОСТОВ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ ФАБРИК
Тонкомолотые хвосты обогатительных фабрик (лежалые,
текущей переработки) широко используют в закладку. С умень-
шением фракции заполнителя возрастает удельная площадь по-
верхности, что приводит к повышению расхода вяжущего
(табл. 4.14, 4.15).
В хвостах текущей переработки содержится около 80% во-
ды. Подготовка заполнителя включает операции: грохочение,
классификацию и обезвоживание в гидроциклонах, сгущение,
фильтрацию и др.
Классификация и обезвоживание в гидроциклонах. Диаметр
питающего отверстия, а для прямоугольной площади сечения —
эквивалентный диаметр dnSKB находятся в пределах 0,15—0,40
диаметра гидроциклона D:
4s"(4-27>
где b и h — ширина и высота питающего отверстия, м.
Для питающей насадки прямоугольной площади сечения
оптимальное отношение его ширины к высоте 0,33—0,424.
Таблица 4.14
Гранулометрический состав хвостов текущей переработки руд
Выход (%) фракций, ММ
Предприятие Сч 7 сч 0,5-0,2 7 СЧ 0 1-0,074 0.074—0,044
+ + + + + + +
Зыряновский свинцовый комбинат: хвосты текущей перера- 0,01 0,01 1,86 17,65 12,65 67,81
ботки лежалые хвосты 0,04 6,04 47,7 27,0 10,7 5,3 3,18
Лениногорский полиметал- лический комбинат: Чашинское хвостохра- — —- 8,0 5,5 14,26 7,6 64,0
нилище: хвосты сульфидные — — — 37,7 11 26 12,8 38,1
хвосты тишинские — — — 36,8 7,6 Ю,1 53,1
Иртышский полиметалличе- ский комбинат: Березовская фабрика 0,72 2,5 6,5 5,4 5,4 58,15 41,33
Белоусовская » — 0,6 22,6 6,6 8,4 21,6 40,2
Ачисайский полиметалличе- — — 4,47 20,74 20,73 31,03 23,03
ский комбинат
Таблица 4.15
Использование хвостов обогащения для твердеющей закладки [27]
Рудник Тип хвостов Основные операции подготовки Содержа- ние фрак- ции —74 мкм, % Содержа- ние твер- дого, %
Тишинский Отвальные Грохочение 60—70 —
Риддерский Текущие Классификация и обез- роживание в гидроцик- лонах 15—20 60—70
'Им. 40-летия ВЛКСМ То же То же, в две стадии 5—10 70—73
Зыряновский » » Предварительная клас- сификация, сгущение и обезвоживание 10—15 83—84
Им. XXII съезда КПСС Текущие Классификация и обез- воживание в гидроцик- лонах 35—40 65—70
Белоусовский Отвальные Грохочение 75—80 —
Новоберезовский Текущие Классификация, сгуще иие и обезвоживание 80 80—85
Восточно- Джезказганский Отвальные Г рохочение 75 —
Диаметр сливной насадки с?сл составляет 0,2—0,3 м. Диаметр
питающей насадки принимается равным (1—0,5)б/Сл. Оптималь-
ная глубина погружения сливной насадки в гидроциклон
(0,5—0,7) £>. При увеличении глубины погружения в слив будут
удаляться более крупные частицы, извлечение твердого в пес-
ковую фракцию снижается.
Увеличение длины цилиндрической части с (0.8-? 1,5)7) до
(2ч-5)£) целесообразно при наклонном расположении гидро
циклона, что приводит к снижению крупности разделения и по-
вышению извлечения из пульпы твердого. Горизонтальное, на-
клонное расположение гидроциклона или его установка вверх
песковой насадкой позволяет использовать сливную и песковую
насадки больших размеров, т. е. значительно повысить произ-
водительность аппарата [52].
Удельная производительность
V=9,5- 1037CB7<adn3KErfMygp, (4.28)
где Дд и Ка — коэффициенты, учитывающие влияние соответ-
ственно диаметра гидроциклона и угла конусности:
*д=°>8+-ГТТб£Г-’ <4-29)
Ка = 0,79+-------°’044 — , (4.30)
0,0379+tg-g-
D — диаметр гидроциклона, м; dn3KB — эквивалентный диаметр
питающей насадки, м; dcn — диаметр сливной насадки, м; g —
ускорение свободного падения (g = 9,81 м/с2); р — давление на
входе в гидроциклон, МПа (табл. 4.16, 4.17).
Для классификации оптимален угол конусности 20°, обез-
воживания — 15—10°, очистки сточных вод от грубодисперсных
взвесей — 5—10°.
Крупность слива гидроциклона в зависимости от содержания
твердого в песках:
Содержание фракции <74 мкм в сливе, % 50—60 60—70 70—80 80—85
Содержание твердого в песках гидроци-
клона, %............................. 80 75 72 70
Содержание фракции <74 мкм в сливе, % 85—90 90—95 95—100
Содержание твердого в песках гидроцикло-
на, % ............................... 70 67 65
Принимая фракцию <0,15dH (содержание его обозначим
£1 сл), определяем отношение жидкого к твердому в сливе:
Г> Р1СЛ п
^Сл Р1И
(4-31)
где 7?сл и Дн — отношение жидкого к твердому в сливе гидро-
циклона и исходном питании (разжиженность песков); (И сл и
Р1И — содержание фракции <0,15dH в тех же продуктах; на-
ходится по данным табл. 4.18.
Если известна разжиженность песков, то содержание твер-
дости в продукте определяют по формуле
100
1 + « ’
(4-32)
где Т — содержание твердого в продукте, %; R — разжижен-
ность продукта, или отношение жидкого к твердому, % •
Определяем выход слива гидроциклона от операции в зави-
симости от схемы его включения: в замкнутом цикле с мельни-
цей—по формуле (4.33); в режиме классификации и сгуще-
ния — по формуле (4.34):
Тсл= 1 _|_ сн ’ (4.33)
__ РпРсл — Plc.lRn ,, п..
?СЛ~ Р1сл(«сл-Кп) ’
где 7сл — выход слива от операции, доли единицы; Сн — цир-
кулирующая нагрузка или часть нагрузки, представленная пес-
ками гидроциклона, доли единицы; 7?п и /?сд — разжиженность
песков и слива гидроциклона, %.
Принимая давление пульпы на входе в гидроциклон в пре-
делах 0,04—0,15 МПа по формуле (4.28) и используя данные
Таблица 4.16
Техническая характеристика гидроциклонов
Показатели ГЦ-5 ГП-7, б ГЦ-15 ГЦ-26 ГЦ-36 ГЦ-60 ГЦ-71 ГЦ-100
Диаметр, мм: гидроциклона D 50 75 150 250 360 500 710 1000
питающей насадки (эквивалентный 10—20 15—30 24—40 40—60 50—70 60—100 155—175 175—320
диаметр) й?пэкл сливной насадки йСл 10—25 15—38 40—70 50—100 70—150 100—125 150—300 200—400
песковой насадки Д 6—12 8—17 12—50 17—75 24—100 34—150 48—150 60—150
Угол конусности, градус 10 10 20 20 20 20 20 20
Производительность гидроциклона, м3/г Основные размеры, мм, не более: 1—5 2—12 9—25 18—55 32—100 55—200 215—500 325—1200
длина L 400 500 650 800 900 1050 1400 1600
ширина В 250 350 450 550 700 900 1200 1450
высота И Масса гидроциклона, кг, не более: 600 750 950 350 1750 2300 3350 4050
литого 25 40 120 260 430 780 1950 3300
футерованного каменным литьем — — НО 220 360 600 1250 1900
футерованного резиной — — 70 131 200 327 655 1200
Таблица 4.17
Техническая характеристика гидроциклонов для сгущения осадков
Показатели ГН-2 5 ГН-4 0 ГН-60 ГН-80 ГНС-100 ГНС-126 ГНС-160 ГНС-200 ГНС-250 ГНС-320 ГНС-400 ГНС-500
Диаметр, мм: гидроцик- лона D 25 40 60 80 100 125 160 200 250 320 400 500
питающей насадки d„ 6 8 6 8 12 8 12 16 10 12 20 12 16 25 16 25 32 20 25 40 25 32 50 32 40 60 50 60 80 60 80 100 80 100 125
питающей Насадки (эквива- лентный диаметр) rfn3KB 25 32 40 50 60 80 100 125 160
СЛИВНОЙ 6 8 12 16 20 25 32 40 50 60 80 100
насадки 8 12 16 20 32 32 40 50 60 80 100 125
12 16 20 32 40 40 50 60 80 100 125 160
— — — — — 50 60 80 100 125 160 200
песковой 4 4 5 6 8 10 12 16 16 16 20 25
насадки Д 5 5 6 8 10 12 16 20 20 25 25 32
— 6 8 10 12 16 20 25 25 32 40 50
2 2 2 12 16 20 25 32 32 40 50 60
Угол конусно- 5 5 5 5 10 10 10 10 10 15 15 15
сти, градус 10 10 10 10 20 20 20 20 20 20 20 20
Высота цилинд- 25 40 60 80 100 125 160 200 250 320 400 500
рической части Ни, мм 50 80 120 160 200 250 320 400 500 500 500 750
75 120 180 240 300 375 480 600 750 750 800 1000
100 160 240 320 400 — —• — — — —
Глубина погру- 10 16 25 32 40 50 64 80 100 120 160 200
жения сливного 16 25 32 40 64 64 80 100 120 160 200 250
патрубка /7СЛ, 25 32 40 60 80 80 100 120 160 200 250 320
мм 3 — — — — — 100 120 160 200 250 320 400
Содержание фракций в сливе мельниц, классификаторов
гидроциклонов [57]
Проба Выход (%) фракций, мкм Номинальная крупность зерен dH, мкм
<200 Р'" <74 Р <40 Р' <20 Р"
1-Я 10 5,6
2-Я 46 20 11,3 — —.
3-я 62 30 17,3 9 —
4-я 75 40 24,0 13 430
5-я 85 50 31,5 17 320
6-я 92 60 39,5 22 240
7-я 96 70 48,0 26 180
8-я — 80 58,0 35 140
9-я — 90 71,8 46 94
10-я — 100 80,5 55 74
табл. 4.16 и 4.17, производим выбор типа гидроциклона. Диа-
метр песковой насадки подсчитываем по формуле
Л = 4я 4,4QCJI ’ (4.35)
где Л и г/сл — диаметры песковой и сливной насадок, мм; Qcn
и Qn — производительность гидроциклона по сливу и пескам,
м3/ч (табл. 4.19).
Номинальный размер зерен в сливе
4=1.51/Dd™Tl'—v- , (4.36)
н Г ДЛдР0-6 (Р — Ро)
где Ти — содержание твердого в исходном питании, %; р —
давление на входе в гидроциклон, МПа; р и ро — плотность
твердого и жидкого, г/см3.
Для повышения извлечения твердого из хвостов обогащения
используют сгустители, которые обезвоживают пульпу с круп-
ностью частиц твердого до 2—4 мкм методом осаждения под
действием свободного падения. Питанием часто служит слив
гидроциклона. Различают сгустители с центральным (Ц) и пе-
риферическим (П) приводами. Их технические характеристики
приведены в табл. 4.20.
Производительность сгустителя рассчитывают по формуле
f= ’ <4-37>
где Д'и и R'cji — отношение жидкого к твердому в исходном и 1
сгущенном продуктах; v — скорость осаждения в воде наиболее,
80
Таблица 4.19
Ориентировочные данные для выбора типа гидроциклоцои
1 Диа- метр гидро- цикло- на D, мм Угол ко- нусности а, градус Производи- тельность при р=0,1 МПа, мЗ/ч Номинальная крупность слива dH, мкм (при р=2,7 г/см3) Эквивалент- ный диаметр питающей ,экв насадки dn , мм Диаметр сливной на- садки dCJi, мм Диаметр пе- сковой насад- ки (в преде- делах) А, мм
25 10 0,45—0,9 8 6 7 4—8
50 10 1,8—3,6 10 12 13 6—12
75 10 3—10 10—20 17 22 8—17
150 10; 20 12—30 20—50 32—40 40—50 12—34
250 20 27—70 30—100 63 80 24—75
360 20 50—130 40—150 90 115 34—96
500 20 100—260 50—200 130 160 48—150
{ 710 20 200—460 60—250 150 200 48—200
1000 20 300—900 70—280 210 250 75—250
Таблица 4.20
Технические характеристики сгустителей
Тип сгусти- теля Диаметр ча- на, м Глубина ча- на в центре, 1м Площадь сгустителя, Высота подъема граблей, мм Мощность привода, кВт
Ц-2,5 2,5 1,5 5 250 0,6
Ц-4 4 2,5 12 300 1,1
Ц-6 6 2,5 28 400 1,5
Ц-9 9 3 63 400 2,2
Ц-12 12 3 113 400 3
Ц 15 15 3 175 400 3
Ц-18 18 3,6 250 400 3
П 18 18 3,6 250 .—. 2,8
П-25 25 3,6 500 — 4,5
П-30 30 3,6 700 — 4,5
П-50 50 4,5 1960 — 8,5; 11; 14; 18
крупных частиц, м/ч; k — коэффициент использования площади
сгустителя (0,5—0,6 — для сгустителей диаметром >15 м).
Общая площадь для сгущения (площадь сгустителя)
SCr=Qf, (4.38)
где Q — требуемая производительность сгустителя по твердому
в сгущаемом продукте, т/ч.
Площадь для сгущения с учетом удельной производительно-
сти сгустителя определяется по формуле
S'cr=^,
(4.39)
‘Таблица 4.21
Удельная производительность сгустителя
Фракция в сливе, мкм Скорость вос- ходящей струи, мм/с Содержание твердого в питании, % Удельная производительность (т/(м2-сут)) по твердому в сгущаемом продукте, %
40 50 55 60
2 0,003 5 0,015 0,015 0,014 0,014
10 0,034 0,032 0,032 0,031
15 0,047 0,046 0,044 0,043
20 0,094 0,087 0,082 0,078
25 0,146 0,130 0,119 0,110
Q 0,007 5 0,024 0,034 0,033 0,033
10 0,078 0,076 0,074 0,073
15 0,110 0,106 0,103 0,101
20 0,218 0,202 0,19 0,183
25 0,338 0,303 0,279 0,260
5 0,02 5 0,092 0,091 0,090 0,89
10 0,210 0,205 0,200 0,193
15 0,300 0,288 0,278 0,271
20 0,590 0,545 0,515 0,495
25 0,925 0,820 0,745 0,704
где q — удельная производительность сгустителя по твердому
(табл. 4.21), т/(м2-сут).
В соответствии с полученным значением определяют типо-
размер радиального сгустителя.
На закладочных комплексах для сгущения слива гидроци-
клонов используют канальные сифонные или пластинчатые сгу-
стители [52], которые представляют собой осадительную бата-
рею (рис. 4.10).
На установке, включающей гидроциклон диаметром 150 мм
и канальный сгуститель с цилиндрическим чаном диаметром
1,5 м и высотой 2 м, образованный пятью элементами, каждый
длиной 1,2 м, шириной 0,6 м при расстоянии между наклонны-
ми стенками 50 мм и угле наклона относительно горизонтали
60° (общая площадь сечения 0,15 м2), производительность по
исходному питанию достигала 50 т/ч [13]. Содержание твердо-
го в песках пластинчатого сгустителя до 80%, при извлечении
твердой фазы из пульпы — до 95—98% [53].
Для глубокого обезвоживания хвостов обогащения использу-
ют вакуум-фильтры, что позволяет перевозить их на закладоч-
ный комплекс автомобильным или железнодорожным транспор-
том, так как воды в таких хвостах содержится не более 10—
15%. Барабанные вакуум-фильтры более пригодны для обез-
воживания песков гидроциклонов, дисковые фильтры имеют
большую производительность на единицу занимаемой площади.
Производительность фильтров
Q=0,006F/i«p(100— W), (4.40)
Рис. 4.10. Пластинча-
тый сгуститель:
1 — корпус; 2 — наклонные
плоскости; 3 — отбойник; 4 —
каналы; 5 — перфорирован-
ные плоскости; 6 — сливные
окна; 7 — питание; 8 — сгу-
щенный продукт
выглядит следующим
где F — площадь фильтрующей поверх-
ности, м2; h — толщина слоя осадка, м;
п — частота вращения барабана, мин-1;
р — плотность материала хвостов, т/м3;
W— влажность осадка, %.
4.5. ПОДГОТОВКА ВЯЖУЩИХ
Активность цемента возрастает при
увеличении удельной площади поверхно-
сти (табл. 4.22).
Доизмельчение цемента производят
вместе со шлаком, а также при механи-
ческой активации закладочных смесей.
Вяжущие из шлаков, гипса, ангидри-
дов готовят путем совместного помола
исходных компонентов. Материал круп-
ностью >15—30 мм дробят, в том числе
шлаки, крупность которых иногда
>350 мм. Присутствие в них скрапа и
застывших капель металла обусловили
наличие в схеме подготовки магнитных
сепараторов и металлоуловителей.
Типовая схема подготовки вяжущего
образом: подготовленный по крупности материал (<15—30 мм)
со склада транспортируется в приемный бункер, затем дозиру-
ется питателем в мельницу, слив которой подается в смеситель
закладочных материалов.
Используют мельницы: стержневые (МСЦ), шаровые с цент-
ральной разгрузкой (МШЦ), шаровые с разгрузкой через ре-
шетку (МШР) и трубные типа (МЦ) (табл. 4.23—4.25). Слив
стержневых мельниц содержит до 30% фракции <74 мкм. Для
более тонкого помола используют шаровые мельницы. Мельни-
цы с разгрузкой через решетку обладают большей производи-
тельностью, чем аналогичные с центральной разгрузкой, однако
тонина помола последних выше. Для измельчения мелких ма-
териалов (например, золы ТЭЦ) используют трубные мельницы
типа МЦ, позволяющие получить тонину помола до 80—90%
фракции <74 мкм в одну стадию измельчения.
Расчет работающей мельницы производят по удельной про-
изводительности <71 или эффективности Ц измельчения (удель-
ный расход электроэнергии):
__ (рк рн) .
л(П —0,15)2L ’
(4.41)
Q1 (Рк Рн)
(4.42)
Свойства закладочных смесей с цементом М400 различной тонины помола
Показатели Удельная площадь поверхности це- мента, см2/г
2250 2600 3000 3500
Связанная вода, % 28 6 30,5 32,7 34,3
Начало схватывания, мин 2,9 3,5 3,8 4,1
Окончание схватывания, мин 4,2 5,4 5,4 5,7
Показатель транспортабельности 0,65 0,62 0,6 0,61
Предел прочности закладки на ежа-
тие (МПа) в возрасте твердения,
•сут:
7 2,57 3,23 3,74 4,05
28 4,35 5,2 6,12 6,22
90 5,4 6,83 7,78 7,85
где //I — удельная производительность мельницы по вновь обра-
зуемому расчетному классу, т/(м3-ч); /1 — эффективность из-
мельчения, или удельный расход электроэнергии, т/(кВт-ч);
Qi — производительность мельницы по твердому, т/ч; рк, Ри —
содержание расчетной фракции соответственно в конечном и
исходных продуктах измельчения, доли единицы; D—диаметр
барабана мельницы, м; L — длина барабана мельницы, м; N —
мощность привода мельницы, кВт-ч.
Удельная производительность и эффективность измельчения
вновь проектируемой мельницы:
д = д1КиКкКоКт’, (4.43)
/=/1«к, (4.44)
где Ки — коэффициент, учитывающий различие в измельчаемо-
сти проектируемого к размолу и исходного материалов; опре-
деляется специальными исследованиями (при однородности ма-
териалов равен 1); Кк— коэффициент, учитывающий различие
в крупности исходного и конечного продуктов на действующей
и проектируемой мельницах; Ко и Кт — коэффициенты, учиты-
вающие различия в типоразмерах работающего и принятого для
проектирования оборудования.
Значения коэффициента Кк определяют по данным табл.
4.26 или по формуле
KK = m2/mi, (4.45)
где mi и т2 — производительность мельниц по расчетной фрак-
ции соответственно для материала, перерабатываемого на дей-
ствующей установке, и для материала, принятого к переработ-
ке [53].
Техническая характеристика шаровых мельниц мокрого измельчения с решеткой (МШР)
gOXQod -аьАф ионьоЕЕр о OO0^XOO9E'dIIIW 3,6 о со со 18,1 1100 158,4
ооогхооэе-аши 3,6 о со со ОО 1000 157,7
oosrxooze-dinw 3,2 4,5 см со 19,8 006 141,3
ooiexooze-diuw 3,2 СО см см 19,8 009 9‘96
009EX00ZZ-dmw СМ 3,6 17,5 см 380 78,5
ooxzxwzz-dmw см см" СО см 380 S
OOIZXOOZZ-dlUW см см о см 380 оо со
oooexooiz-dinw см 3,0 8,5 24,6 200 о
oozzxooiz-dmw оГ 2,2 6,3 24,6 200 44,4
OOSIXOOIZ-dUIW см ю 4,3 24,1 132 39,1
oosixoosi-dmw 1Л 2,2 С? Ю LO 15,4
oozixoozi draw см см со со ОО см ю,з
ообхюоб-dmw 0,9 0,9 0,45 5,3
Показатели Внутренние размеры барабана (без футеровки), м: диаметр длина Рабочий объем, м3 Частота вращения барабана, мин-1 Мощность электродвигателя, кВт Масса мельницы без двигате- СО о сз а S
Техническая характеристика шаровых мельниц мокрого измельчения с центральной разгрузкой (МШЦ)
Показатели МШЦ-900Х1800 МШЦ-1500Х3100 МШЦ-2100Х2200 С с а а МШЦ-2700Х3600 МШЦ-3200Х3100 МШЦ-3200Х4500 МШЦ-3600X 5000 МШЦ-3600X5500 С с 1Г 1Г X о а с S МШЦ-4500Х6000 МШЦ-5500Х6000 С с If СГ > с с ц- 1Г а 5
Внутренние размеры барабана без футеровки, мм:
диаметр 0,9 1,5 2,1 2,1 2,7 3,2 3,2 3,6 3,6 4,0 4,5 5,5 5,5
длина 1,8 3,1 2,2 3,0 3,6 3,1 4,5 5,0 5,5 5,5 6,0 6,0 6,5
Рабочий объем, м3 0,9 4,2 6,8 8,5 17,5 22,4 32 46 49 >0 82 130 140
Частота вращения барабана, мин-1 41 30 24,6 24,6 21,0 19,8 19,72 18,12 18,12 17 18 16,7 —
Мощность электродвигателя, кВт 22 100 200 200 380 600 900 1250 2000 1250 2500 3200 4000
Масса мельницы без двигате- ля и шаров, т 4,4 14,7 39 42,4 73,4 89,2 140 150 161 250 310 573 667
Таблица 4.25
Техническая характеристика трубных мельниц (МЦ)
Показатели 2X10,5 2,2X13 X со eq 3X8, 5 3,2Х 8,5 3,7X8,5 3,2Х 1 5 3X14 4X13,5 4,2X10
Размеры барабана, м: внутренний диа- 1,95 2,15 2,55 3,00 3,20 3,70 3,20 3,00 3,97 4,20
метр длина Длина камер бара- бана, м: первой 10,52 5,6 4,5 500 7 13,02 Зависит от ко- личества камер 13,04 7,4 5,1 1000 17 8,52 3 5,425 1000 22 8,52 2,9 5,1 8,50 8,2 6,9 „ 15,02 7,5 6,9 7Л; 6’4 2000 30 14,00 Зависит от ко- личества камер 13,91 6,7 10,00 Зависит от ко- личества камер
второй Мощность главного привода, кВт Мощность вспомога- тельного привода, 400 4,9 1250 22 7,4’ 0,4 2000 55 1500 3200 55 2000 40
кВт Масса мельницы без двигателя и шаров, т Производительность мельницы (т/ч) при измельчении: известняка н глинистого шлама (выход фракции 80 мкм> >90%) клинкера глинистых шламов 83,65 16—21 10—13 70— — 100 84,0 25—30 18—20 247,65 32—42 25—26 148 135 214,2 150— —230 167,5 337,8 70—80 50-65 180 432,2 140— —160 100— —по 330
Таблица 4.26
Относительная производительность мельниц по вновь образуемой
фракции —74 мкм [37]
Крупность исходного материала, .мм Значение /<к при содержании фракции —74 мкм в конечном продукте, %
30 40 48 60 72 85 95
0-40 0,68 0,77 0,81 0,83 0,81 0,80 0,78
0—25 0,81 0,89 0,92 0,92 0,88 0,86 0,82
0—10 0,95 1,02 1,03 1,00 0,93 0,90 0,85
0—5 1,11 1,15 1,13 1,05 0,95 0,91 0,85
0—3 1,17 1,19 1,16 1,06 0,95 0,91 0,85
Содержание фракции <74 мкм в конечном продукте в за-
висимости от его крупности ориентировочно принимают из сле-
дующего ряда чисел:
Крупность, мм.....................
Содержание фракции —74 мкм, %
0—40 0—20 0—10 0—5 0—3 0—1
3 6 10 20 23 30
Крупность, мм.....................
Содержание фракции —74 мкм, %
0—0,4 0—0,2 0—0,15 0—0,1 0—0,074
40 60 72 85 95
Значения коэффициента Ко определяют по формуле
KD=
' D — 0,15
Ct-0,15
0,5
(4.46)
где D и Di — диаметры мельницы соответственно работающей
и проектируемой, м.
Производительность мельницы по исходному материалу в
общем случае определяют как
(4.47)
где V — объем барабана мельницы, м3; рк, ри, q — прежние.
Основная характеристика продуктов измельчения — тонина
помола — содержание фракции <74 мкм и твердого (плотность-
пульпы). Тонина помола зависит от типоразмера мельниц, ве-
личины измельчающей загрузки и консистенции пульпы; в мель-
ницах, работающих в открытом цикле, характеризуется выходом
фракции <74 мкм в пределах 30—60%. Плотность пульпы
1550—1850 кг/м3. Достигнутая тонина помола фракции
<74 мкм — предельная (65—75%) [37] для шаровых мельниц,
работающих в открытом цикле. Для повышения эффективности
помола, что влияет на прочность закладки, переходят к замк-
нутым циклам работы мельниц с гидроциклонами. Реализация
данной схемы на Гайском руднике позволила поднять тонину
Таблица 4.27
Изменение предела прочности закладки в зависимости от тонины помола
Выход фрак- ции —0,074 мм, % Прочность закладки (МПа) в возрасте твердения 28 сут для смесей на основе
шлаков Орско-Халиловского ме- таллургического комбината с до- бавкой 8—10% извести шлаков металлургического завода им. А. К. Серова с добавкой 8—Ю% извести
50 4,5 1,0
60 5,1 2,6
70 5,5 3,7
80 5,6 4,6
90 5,7 5,0
помола до 70—75% при общем уровне, достигнутом на других
закладочных комплексах, 55—60%. Прочность закладки с из-
менением выхода фракции—0,074 мм возрастает в 1,5—2 раза
(табл. 4.27).
Глава 5
СТРУКТУРНЫЙ СОСТАВ СВЯЗУЮЩИХ
И НОВООБРАЗОВАНИЙ
5.1. НАЗНАЧЕНИЕ СТРУКТУРНЫХ ИССЛЕДОВАНИЙ
В процессе взаимодействия с водой минералы вяжущих рас-
творяются до полного насыщения раствора по отношению к ис-
ходному веществу. Часть воды связывается в химические соеди-
нения — гидраты. Схватывание и твердение смеси обусловлено
сближением коллоидных частиц и склеиванием их в монолит
(цементный камень), т. е. образованием кристаллического
сростка.
Степень влияния каждого минерала на процесс гидратации
и твердения устанавливают в результате исследования исход-
ных составляющих и их смесей. Например, если отмеченные на
рентгенограмме исходных проб наиболее интенсивные отраже-
ния минералов в процессе твердения не претерпевают сущест-
венных изменений, то это свидетельствует о пассивном их учас-
тии в процессе твердения, и наоборот.
Структуру вяжущих и новообразований устанавливают в ре-
зультате анализов: электронно-микроскопического, рентгено-
структурного, дифференциально-термического и петрографиче-
ского. Исходные материалы после пропаривания или хранения
в нормальных условиях в течение 28 сут обрабатывают спиртом,
затем выдерживают над серной кислотой и в сушильном шкафу
при температуре 50—60 °C. Высушенные образцы размалывают
до полного прохождения через сито 0,053.
5.2. ПЕТРОГРАФИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ
Петрографический анализ — это изучение проб под микро-
скопом (МИМ-8М) в аншлифах в отраженном свете, под микро-
скопом (МБИ-6) в проходящем свете и в иммерсионных жид-
костях.
Первичный мартеновский шлак представлен монтичеллитом
СаО(Мп, MgO)SiO2 (86%) в виде равномерной массы зерен
размером до 100 мкм. По всей площади шлака распределены
скопления и отдельные зерна (размером 4—40 мм) шпинели.
Шпинель непрозрачная, сложного состава типа (MgO, Fe, Mn)O-
(Al, Fe, О2, Mn)2O3, по объему она составляет около 11%. По
зернам шпинели наблюдается замещение ее периклазом. Про-
межутки между крупными зернами монтичеллита заполнены
стеклом в количестве 3—5%. Иногда шпинель наблюдается в
виде скелетных зерен, имеются зерна двухкальциевого силика-
та, по всей площади распределены бурые округлые зерна пери-
клаза размером 4—60 мм.
В ряде случаев мартеновский шлак представляет 6% шпи-
нели в виде реликтовых зерен и 14% периклаза в виде зерен
размером 30 мм. Периклаз представлен твердым раствором
MgO-FeO, о чем свидетельствует его окраска от бурой до не-
прозрачной. Основную массу (48%) составляет [З-двухкальцие-
вый силикат в виде неправильных зерен размером 40—100 мкм.
Промежутки между его зернами заполнены мервинитом ЗСаО-
•MgO-2SiO, содержание которого в шлаке составляет 32%.
Зола ТЭЦ представлена стеклом различного состава, в ос-
новном прозрачным. Много содержится непрозрачной темной
стекловидной массы углистого вещества.
Шлак ТЭЦ по внешнему виду представляет собой пемзовид-
ную массу малой прочности. Микроструктура его представлена
девитрифированным стеклом с большим количеством кристал-
лов. Показатель преломления стекла Л/= 1,54 + 0,05. Участками
наблюдается выделение мелких иголочек муллита и зерен квар-
ца. В иммерсии отмечены зерна сфена и единичные изотропные
зерна с высоким рельефом шпинели.
5.3 ДИФФЕРЕНЦИАЛЬНО-ТЕРМИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ
Большинство минералов, включая новообразования цемент-
ного камня, при нагревании испытывают определенные химиче-
ские или физические превращения, сопровождающиеся погло-
щением или выделением тепла. Качественная характеристика
этих процессов может быть получена с помощью автоматической
записи дифференциальных кривых нагревания. Для этого обра-
зец закладки, измельченной в порошок, и одновременно термо-
инертное вещество-эталон, не испытывающий при нагревании
никаких превращений (А12О3 или MgO), помещают в тиглях
в печь и нагревают равномерно и непрерывно до 1000—1200 °C.
Разность температур образца и эталона определяют с помощью
термопар, помещенных в середину испытываемого вещества и
эталона Термотоки от них идут навстречу друг другу через
зеркальный гальванометр. Если опытный образец не испытывает
никаких физико-механических превращений (как и эталон),
то тока в цепи не возникает, так как обе термопары нагревают-
ся одинаково и возникающие в них термотоки гасят друг друга,
самописец выдает прямую линию, параллельную оси абсцисс.
Возникновение в образце тепловой реакции (поглощения или
выделения тепла) приводит к разности температур между ним
и эталоном. В цепи появляется ток, и самописец регистрирует
на фотобумаге дифференциальную кривую. На графиках нагре-
вания по оси ординат записывается разность между температу-
рами образца и эталоном, а по оси абсцисс — время и темпера-
тура через каждые 100 °C, что дает характеристику теплового
процесса, происходящего в исследуемом веществе при нагрева-
нии. Реакции, сопровождающиеся поглощением тепла, фикси-
руются на кривых нагревания в виде пиков, обращенных вниз
(эндотермический эффект). Пики, обращенные вверх, указыва-
ют на экзотермический эффект. Началом любой реакции счита-
ется начало отклонения кривой от прямой горизонтальной ли-
нии. Максимальные точки отклонения (остановки) свидетель-
ствуют о конце реакции.
Каждый класс минералов имеет свою общую групповую ха-
рактеристику. Каждый минерал этого класса характеризуется
индивидуальным экзотермическим и эндотермическим эффек-
том. Зная термические характеристики минералов, можно опре-
делить минеральный состав цементного камня исследуемого
образца. Сопоставление минерального состава закладочных
смесей, приготовленных на портландцементе и отдельно на ис-
следуемом вяжущем (например, доменном, отвальном, стале-
плавильном или другом шлаке), позволяет определить роль
испытываемого шлака в формировании вяжущего камня. Для
этого кривые нагревания закладочных смесей на портландце-
менте, шлаках сравнивают с эталонными кривыми нагревания
чистых минералов или их смесей, дифференциально-термический
анализ проводят по стандартной методике, а кривые регистри-
руют дериватографом.
Анализ золы ТЭЦ (рис. 5.1) подтвердил наличие муллита в
стекле, что зафиксировано на термограмме эндоэффектами при
Рис. 5.1. Термограммы шлаков и золы:
а — шлак мартеновский отвальный; б —шлак мартеновский текущего выхода; в —шлак
доменный отвальный; г — зола гидроудаления ТЭЦ
720 и 920 °C, соответствующими выкристаллизации муллита из
стекла.
Отсутствие на термограмме шлаков экзотермического эф-
фекта при 850—900 °C также подтверждает их закристаллизо-
ванность.
Наличие эндоэффектов при 120 и 465 °C и потерю массы в
этом интервале температур можно отнести за счет частичной
гидратации шлаков, которая происходит при поливке его водой
на участке выгрузки в отвал.
5.4. ЭЛЕКТРОННО-МИКРОСКОПИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ
Навеску вяжущего камня монолитной закладки массой 3 г
измельчают и замачивают в дистиллированной воде, слегка рас-
тирают пестиком и сливают в пробирку. После суточного отстаи-
вания суспензии из ее верхнего столба высотой 5—7 см, содер-
жащего в основном частицы >0,001 мм, берут пробу, которую
наносят на тонкие пленки и высушивают. Препарат просматри-
вают в электронном микроскопе на светящемся экране и фото-
графируют. Полученные микрофотографии дают представление
о морфологии частиц тонкой фракции, т. е. об их форме, раз-
мерах, относительной толщине и резкости очертаний. Частицы
минеральных групп обладают различными морфологическими
особенностями. Это и было положено в основу расшифровки
снимков и определения по ним состава вяжущего камня. Можно
установить роль исследуемого шлака или золы в вяжущем
камне, а также количественное содержание отдельных состав-
ляющих с точностью до 10%.
5.5. РЕНТГЕНОСТРУКТУРНЫЙ АНАЛИЗ
Анализ основан на явлении дифракции рентгеновских лучей
от узловых плоскостей кристаллической решетки. Полученные-
в результате исследования методом порошка дифракционные-
картины (дебаеграммы) вяжущего камня монолитной закладки
позволяют рассчитать набор значений межплоскостных расстоя-
ний кристаллической решетки и определить интенсивность со-
ответствующих рефлексов (отражений), по которым с помощью
справочников-определителей производят диагностику образца.
Рентгеноструктурный анализ производят методом регистра-
ции рентгеновских лучей на приборе УРС-5ОИ. Для расшиф-
ровки рентгенограмм полученные результаты сравнивают с от-
ражениями природных и искусственных веществ.
Электрографический анализ основан на явлении дифракции
электронов от атомов, расположенных в узлах кристаллической
решетки, которую можно представить состоящей из отдельных,
повторяющихся элементарных ячеек. Каждый минерал имеет
свою элементарную ячейку. Характер дифракционных картин
зависит от структуры. Анализ геометрических особенностей ди-
фракционных картин позволяет определить размеры элементар-
1 1 1 1 !_ I ill,
68 63 58 53 88 85 38 33 2В 23 18 13
Рис. 5.2. Рентгенограммы шлаков:
1 — зола гидроудаления ТЭЦ; 2 — шлак доменный отвальный; 3 — шлак мартеновский'
отвальный
ной ячейки и углы. По интенсивности рефлексов рентгенограмм
определяют даже положение атомов внутри ячейки. Если изу-
чаемое вещество является смесью минералов, то на электроно-
грамме будет отражено несколько дифракционных картин. Для
проведения подобных исследований электронный микроскоп
снабжается электронографической насадкой или применяют
электронограф.
Рентгеноструктурный анализ шлаков показывает, что они
полностью закристаллизованы, о чем свидетельствует высокая
плотность отражений на рентгенограммах (рис. 5.2). Основные
минералы отвальных шлаков — монтичеллит, двухкальциевый
силикат, шпинель. Их линии в основном накладываются друг
на друга. По оставшимся, свободным от наложения, линиям
•можно предположить наличие СаОН, мервинита, монтичеллита.
На рентгенограммах мартеновского шлака текущего выхода
наряду с отражениями, характерными для всех названных ми-
нералов, наблюдаются пики, характерные для авгита. Содер-
жание основных оксидов у доменных шламов (оксиды кальция
и глинозема, повышающие гидравлическую активность) значи-
тельно выше, чем у мартеновских.
Такой минеральный состав шлаков определяет их способ-
ность вступать в химическую реакцию с другими частями смеси.
Однако эти минералы почти полностью закристаллизованы,
имеют большую плотность упаковки, упорядоченное строение,
о чем свидетельствует частота записи рентгенограмм. Поэтому
для ее разрушения необходимо химическое воздействие путем
введения активизатора.
Глава 6
МЕТОДЫ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ЦЕМЕНТНОГО
ЭКВИВАЛЕНТА ГИДРАВЛИЧЕСКИ АКТИВНЫХ
ОТХОДОВ ПРОМЫШЛЕННОСТИ
Цементный эквивалент шлаков, золы и других Эц — отноше-
ние их количества и цемента в составах закладки одинаковой
прочности:
*Эц = /7в/<7ц> (6.1)
где qB, — количество низкомарочного вяжущего и цемента
в 1 м3 смеси, обеспечивающих одинаковую прочность закладки
при одинаковых сроках твердения, кг.
Расходы компонентов эталонной твердеющей закладки
для различных марок цемента, кг/м3
Компонент Прочность закладки, МПа
1 2 3 4 5 6 7 8
Цемент марки 300 Наполнитель То же, марки 400 То же, марки 500 То же, марки 600 Только заполнитель 65 335 50 . 350 30 370 25 375 1200 90 310 80 320 60 340 40 360 1200 140 260 120 280 80 320 60 340 1200 185 215 150 250 115 285 80 320 1200 240 160 200 200 150 250 105 295 1200 290 110 230 170 180 220 130 270 1200 350 50 280 120 230 170 165 235 1200 400 0 320 80 260 140 200 200 1200
6.1. ЭТАЛОННАЯ ТВЕРДЕЮЩАЯ ЗАКЛАДКА
Закладка в возрасте твердения 28 сут имеет прочность 1 —
8 МПа, состоит из цемента определенной активности, стандарт-
ного заполнителя (вельский песок) и воды. Интервал проч-
ности принят по данным нормативной прочности искусственных
массивов на рудниках страны. Прочность регулируется в ре-
зультате изменения расхода цемента при прочих равных усло-
виях. Постоянство твердого в 1 м3 смеси при изменении коли-
чества цемента обеспечивается добавкой тонкоизмельченного
наполнителя (вельского песка) с такой же удельной площадью
поверхности, как и у цемента (табл. 6.1).
Изменение прочности эталонной цементной закладки оц на
основе стандартного заполнителя в зависимости от расхода
цемента:
(6.2)
где а, b — эмпирические коэффициенты, учитывающие марку
цемента, МПа (табл. 6.2); оц—активность цемента при В/Ц=1
и его расходе 400 кг/м3, МПа.
Изменение прочности эталонной твердеющей закладки —
основа при оценке качества шлака, золы и других материалов.
6.2. БЕСЦЕМЕНТНАЯ ЗАКЛАДКА
Активность Ов, МПа гранулированных шлаков Урала и от-
вального доменного шлака Магнитогорского металлургического-
комбината (ММК) приведена по сортам: I—3, II—2,5, III—2,
отвальный—1,5.
Таблица 6.2
Значение показателей а, Ь, ац
Марка це- мента Активность цемента при В/Ц=1, Оц, МПа •a 10s ь
мзоо 8,1 2,5 1,0
М400 9,7 4,6 0,9
М500 И,2 7,4 0,83
М600 12,8 18,1 0,68
Аналогично эталонной закладке устанавливают изменение
прочности бесцементной закладки Об на основе вторичных ма-
териалов, получают зависимость:
Сб=сдавСв, (6.3)
где с, d — эмпирические коэффициенты (табл. 6.3).
Расход вторичных материалов, эквивалентный 1 кг цемента,
приведен в табл. 6.4.
Для приготовления твердеющей закладки на основе вторич-
ных материалов нормативной прочностью >3 МПа в возрасте
твердения 28 сут необходимо в состав вяжущего добавлять
цемент.
45.3. ЗАКЛАДКА НА ОСНОВЕ СЛОЖНОГО ВЯЖУЩЕГО
По изменению прочности цементной закладки в зависимости
от расхода и активности вяжущего и закладки на основе от-
ходов, вяжущая способность которых лежит в пределах ов = 1 —
3 МПа, определяют дифференцированное влияние компонентов
сложного вяжущего на прочность искусственного массива. При
прямом суммировании
о= Оц + пв, (6.4) Т а б л и ц а 6.3 Таблица 6.4 Значение показателей с, d Эквивалентный расход вторичных материалов, кг
Активность вторичных материалов ав, МПа С-102 d Цемент Активность вторичных материалов, МПа
1,0 1,5 2,0 2,5 3,0
3,0 2,5 2,0 1.5 1 1,8 5,9 10 0,78 МЗОО 0,67 М400 0,48 М500 0,38 М600 6,2 8 13,3 16 5 6,7 10 13,3 4,4 6 6,7 10 3,6 4,2 5,7 8 2,9 з,з 5 6,7
где од, Ов — прочность, обуслов-
ленная соответственно цементной
добавкой и вяжущими свойствами
вторичного материала, МПа.
После подстановки значений
(6.2), (6.3) в уравнение (6.4) по-
лучаем
c=aqb^n+cqd13GB. (6.5)
Все данные исследований на-
носят на график (рис. 6.1). Фак-
тическая прочность за счет сов-
местной гидратации цемента и
вторичных материалов выше
(рис. 6.1, кривая 7), чем расчет-
ная прямым суммированием
(рис. 6.1, кривая 2). Сопоставляя
их, устанавливают величину их
взаимного отклонения, которая
составляет 17—36% (табл. 6.5,
6.6). Это отклонение характери-
зует прирост прочности за счет
внутреннего взаимодействия це-
ментной добавки и вторичного
материала. Цемент активизирует
вторичные материалы, обладаю-
щие невысокой вяжущей способ-
Рис. 6.1. График зависимости
прочности твердеющей закладки
о от расхода цемента <?ц и его
заменителя qs:
1 — фактическая прочность закладки на
основе сложного вяжущего; 2 — расчет-
ная прочность закладки иа основе
сложного вяжущего прямым суммиро-
ванием; .3 — эталонная цементная за-
кладка; 4 — активность заменителя це-
мента
ностью.
Чем выше активность цемента и вяжущая способность вто-
ричных материалов, тем больше коэффициент, учитывающий
прирост прочности за счет их внутреннего взаимодействия.
6.4. МЕТОДИКА ОБОСНОВАНИЯ ЦЕМЕНТНОГО ЭКВИВАЛЕНТА
1. Первоначально устанавливают расход цемента q4 на 1 м3
смеси, обеспечивающий нормативную прочность закладки оц
в заданный срок твердения (состав № 1 — проектный).
В состав № 1 добавляют тонкомолотый заменитель цемента
из числа вторичных материалов в количестве 100—500 кг/м3,
уменьшая соответственное количество заполнителя и корректи-
руя смесь по условию транспортабельности добавлением воды.
Прочность полученного состава № 2 будет выше, чем соста-
ва № 1.
2. В составе № 2 уменьшают количество цемента на 10, 15,
20, 30—45%. По результатам испытания образцов строят гра-
фик и устанавливают количество цемента, при котором достиг-
нута нормативная прочность закладки.
Предел прочности закладки в возрасте твердения 28 сут (МПа)
для различных марок цемента и вторичных материалов
Расход це- МЗОО М400 |
мента и вто- ричного ма- Активность
териала в за- кладке, кг/м3/(кг/1^) 1.5 2 2,5 3 1,5 2 2,5
50/350 2,3 2,7 3,3 3,9 2,3 3,2 3,8
2,6 3,3 4,1 5,2 2,7 4,0 4,8
100/300 3,2 3,9 3,5 4,4 4,1 5,2 4,6 6,2 4,0 4,9 4,3 5,5 4,9 6,4
150/250 4,1 5,0 4,4 6,5 4,8 6,0 5,2 6,9 Д2 6,3 5,5 6,9 5,9 7,5
200/200 5,1 6,3 5,4 6,7 5,7 7,2 6,0 7,8 6,3 7,6 6,5 8,2 6,9 8,8
300/100 6,9 7,8 7,0 7,8 7,0 8,0 7,3 8,0 8,4 9,7 8,5 9,7 8,6 9,7
400/0 8,1 8,1 8,1 8,1 9,7 9,7 9,7
8,1 8,1 8,1 8,1 9,7 9,7 9,7
П р и м е ч а н и е, В числителе приведены пределы прочности закладки прямым
Разница по массе цемента в составах № 1 и 2 (</Ц1— ^ц2)
эквивалентна количеству низкомарочного вяжущего qB, вводи-
мого для экономии цемента:
<7Ц1~ <7ц2=<7в- (6.6)
Отношение величин формулы (6.6) выражает собой цемент-
ный эквивалент вторичного материала и позволяет более обос-
нованно производить технико-экономическую оценку эффектив-
ности замены цемента различными вторичными материалами.
6.5. МЕТОДИКА ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ НИЗКОМАРОЧНЫХ
ВЯЖУЩИХ
Экономическую целесообразность замены цемента низкома-
рочными вяжущими устанавливают по минимуму приведенных
затрат на приготовление закладочной смеси:
3 = (ci + £К1)ц . (6.7)
(С2Ч-£К2)3
где Ci и С2 — эксплуатационные затраты, руб/м3; Е — норма-
тивный коэффициент; К\ и Кг— капитальные затраты на уста-
М500 | M600
вторичного материала, МПа
3 1,5 2 2,5 3 1,5 2 2,5 3
4,4 3,4 3,4 4,4 5,0 4,6 5,0 5,5 6,2
5,8 4,1 4,8 5,6 6,7 6,1 6,4 7,2 8,4
5,4 5,0 5,3 5,9 6,4 6,5 6,8 7,4 6,9
7,3 6,2 6,8 7,8 8,7 8,2 8,9 9,9 9,5
6,3 6,4 6,7 7,1 7,5 8,1 8,4 8,5 9,2
8,4 7,8 8,5 9,0 10 10,1 10,8 11,1 12,4
7,2 7,7 7,9 8,3 8,6 9,5 9,8 10,1 10,4
9,6 9,3 10 10,5 11,5 11,8 12,5 12,8 13,0
8,8 10,2 10,3 10,4 10,6 11,9 12,0 12,1 12,3
9,7 10,5 10,8 11,0 11,5 12,5 12,8 13,0 13,5
9,7 12 12 12 12 13,5 13,5 13,5 13,5
9,7 12 12 12 12 13,5 13,5 13,5 13,5
суммированием, в знаменателе — фактические с учетом их взаимодействия.
новку дополнительного оборудования на закладочном комплек-
се при переходе на другой состав закладки. Если Э^> 1, то
экономически эффективна закладочная смесь с добавлением за
менителей цемента, если Э<1— экономичнее цементная заклад-
ка, при 3=1 оба варианта равноценны, но предпочтительнее
состав с использованием низкомарочных вяжущих.
Себестоимость 1 м3 закладки включает: основную и допол-
нительную заработную плату работающих, начисления на нее,
затраты на охрану труда, материалы, электроэнергию, аморти-
зацию основных фондов, доля которых зависит от производи-
тельности закладочного комплекса (см. гл. 24).
Расходы на перевозку автотранспортом вяжущих к закла-
дочным комплексам оценивают по прейскуранту № 10—01, со-
гласно которому погрузочно-разгрузочные работы составляют
0,55 руб/т для шлаков, 0,5 руб/т — для цемента. При перевозке
цемента по железной дороге затраты на погрузочно-разгрузоч-
ные работы прейскурантом не предусмотрены (табл. 6.7).
Техническую возможность и экономическую целесообраз-
ность применения заменителя цемента устанавливают по пре-
дельно допустимому расстоянию его перевозки до рудника. Ес-
ли он превышает фактическое расстояние, то его нецелесообраз-
Прирост прочности твердеющей закладки при совместном взаимодействии
цемента и вторичного материала для различных их соотношений, %
Материал
Соотношение цемента и вторичных материалов
1:1 | 1 : 1,17
Марки цемента
мзоо М400 М500 М600 МЗОО М400 М500 М600
Гранулированный шлак по сортам: I 33 33 34 34 32 33 33 35
II 26 28 27 27 25 27 27 30
III 24 26 27 28 25 26 27 29
Отвальный доменный 21 21 22 24 22 22 23 25
шлак Зола сухого удале- 33 35 39 40 32 33 35 38
ния (экибастузскне углн)
Материал
Соотношение цемента и вторичных материалов
1:3 | 1:7
Марки цемента
МЗОО М400 М500 I М600 ' мзоо М400 М500 М600
35 35 36 37 32 32 34 36
28 31 32 35 24 26 21 31
26 28 29 31 23 24 26 28
23 23 24 26 17 18 20 23
41 43 45 47 31 33 34 36
Гранулированный
шлак по сортам:
I
II
III
Отвальный доменный
шлак
Зола сухого удале-
ния (экибастузскне
угли)
но использовать в закладку. Если рудник находится на расстоя-
нии, не превышающем предельно допустимое, то данные мате-
риалы выгодно использовать в закладку для частичной или пол-
ной замены цемента.
Предельно допустимое расстояние перевозки низкомарочных
вяжущих устанавливают в результате сравнения минимума при-
веденных затрат на приготовление цементной закладки и за-
кладки на основе заменителей цемента одинаковой прочности.
Решая уравнения относительно расстояния перевозки низко-
марочного вяжущего, устанавливают его значение по формуле
г _ Г (С+£Х)ц-(С + ЕХ)>3-?ц-10 3С%-0,55<?3-10-8 ~|У» ,g gx
L /п<?3-10~3 J
Таблица 6.7
Расчетные формулы для определения транспортных расходов
Транспорт Расходы, руб/т Предельц изменения L, км
Перевозка цемента Автомобильный 0,5-1-0,157 0—150
0,5+0,038 L 150—200
Железнодорожный 0,64 До 60
0,196 1Л288 60—200
0,075 >200
Перевозка гранулированно- го шлака Железнодорожный 1,56 <50
0,55+0,28 £°-31 50—160
0,55+0,12 /Л47 >160
Перевозка отвального шла- ка Железнодорожный 1,08 <50
0,55+0,176 7Л2е> 50—140
0,55+0,06 7Л6 >140
где (С+ЕК)ц — приведенные затраты на цементную закладку,
руб/м3; (С+ЕК)'3 — то же, на закладку на основе заменителя
цемента без транспортных расходов, руб/м3; Сцт — транспорт-
ные расходы по перевозке цементной добавки в составе заклад-
ки на основе низкомарочного вяжущего, руб/т; дц, q3 — расход
цементной добавки и заменителя цемента, кг/м3; т, п — эмпи-
рические коэффициенты, зависят от пределов изменения рас-
стояния перевозки (табл. 6.8).
Таблица 6.8
Значения коэффициентов т, п
Пределы изме- нения L, км Для гранулированного шлака Для отвального шлака
m п m п
<50 1,01 1 0,53 1
50—140 — — 0,176 3,57
50—160 0,28 3,23 — .—.
>140 — — 0,06 2
>160 0,12 2,13 — —
Глава 7
РЕОЛОГИЯ ЛИТЫХ ЗАКЛАДОЧНЫХ СМЕСЕЙ
7.1. ПОДВИЖНОСТЬ, ВЯЗКОСТЬ И СТАТИЧЕСКОЕ
НАПРЯЖЕНИЕ СДВИГА
Реология (от греческого rheos— течение, logos — учение) —
закономерности течения и деформации дисперсных систем, об-
ладающих структурной вязкостью и пластичностью.
Подвижность смеси — способность растекаться под действи-
ем гравитационных сил. Закладка считается пригодной к транс-
портированию по трубам при подвижности не менее 10 см. Ве-
личину подвижности определяют эталонным конусом. В шахт-
ных условиях применяют конус без штатива.
Вязкость (ц— внутреннее трение)—сопротивление внешним
силам, вызывающим течение смеси; определяется вискозимет-
ром. Зазор между деформатором и стенкой должен в пять раз
превышать максимальный размер заполнителя. Наиболее рас-
пространены ротационные вискозиметры СНС-2, РВ-8, РВ-2
(рис. 7.1, 7.2). Деформатор в виде цилиндра соосно помещен
в наружный цилиндр. Кольцевое пространство заполняется ис-
следуемой смесью. При вращении одного из цилиндров каса-
тельные напряжения смеси определяют по углу закручивания
упругой нити или другими способами.
Статическое напряжение сдвига то определяется по величи-
не угла поворота цилиндра.
В момент равновесия выполняется условие
где Со — жесткость проволоки; ф— угол закручивания подвиж-
ной системы; h — высота внутреннего цилиндра; R— радиус
внутреннего цилиндра.
Ротационный вискозиметр (РВ-8) предназначен для изме-
рения вязкости, напряжения сдвига т0 и снабжен четырьмя
сменными внутренними цилиндрами разного диаметра.
Реологические параметры:
ЬР
4=-F; (7.2)
т _ м0
1'А -- 1
2rt/l/?B
(7-3)
где Af0 — крутящий момент; N — частота вращения цилиндра;
Р — масса грузов, приводящая внутренний цилиндр во враще-
Рнс. 7.1. Схема СНС-2:
1 — нить; 2 — шкала; 3 — стрелка; 4 —
трубка; 5 —* спиралевидная пружина; 6 —
электродвигатель; СД-2; 7 — внешний ци-
линдр; 8 — подвесной цилиндр
Рис. 7.2. Схема РВ-8:
1 — тормоз; 2 — ось; 3 — внутренний ци-
линдр; 4 — наружный цилиндр; 5 — бло-
чок; 6 — подвеска; 7 — основание; 8 — муф-
та; 9 — шариковые подшипники; 10— шкив
ние; k — постоянная, зависящая от параметров прибора:
п____________________Ring_____________
” 2 ( R\R2b , R3BR\ \ ’
8л2 ----------4------------
I 02 __ D2 1 ПЗ ____ D3 /
\Т\Н А В *х И Ав/
(7-4)
где — радиус шкива вискозиметра; g — ускорение свободного
падения; 7?в, Ян — внутренний и наружный радиусы кольцевого
потока закладочной смеси в наружном цилиндре.
Существуют другие способы определения т0 — по усилию
извлечения из смеси деформатора-сетки, рифленой пластины
и т. д.
Для снятия характеристик смесей с крупным заполнителем
применяют вискозиметр (рис. 7.3), состоящий из трубы 1
с крышками 2, опирающийся на вращающиеся ролики 3, один
из которых имеет привод. В трубе свободно вращается ось 4
с жестко закрепленными на ней лопастями 5.
Пластифицирующие добавки оказывают разжижающее дей-
ствие на цементную суспензию, что позволяет уменьшить объем
воды затворения и повысить тем самым прочность закладки
(рис. 7.4)
Допустимые значения добавок типа СДБ в смеси составляют
0,8% от массы вяжущего, типа ЦНИПС-1 —1,2% от массы
заполнителя. Воздухововлекающие добавки способствуют удер-
Рис. 7.3. Схема вискозиметра для
смесей с крупным заполнителем:
/— труба; 2 — крышка; 3— ролик; 4—
ось; 5 — лопасти; 6, 7 — система снятия
отсчета
Рис. 7.4. График изменения предела
прочности твердеющей закладки оа
в зависимости от содержания доба-
вок С:
1 — СДБ; 2 — ЦНИПС-1
жанию микропузырьков воздуха в смеси, которые выполняют
роль смазки между зернами заполнителя. Однако этот воздух
не выделяется из нее после укладки и снижает прочность.
На реологические свойства закладки существенное влияние
оказывают также содержание глины, количество добавки и
крупность заполнителя (табл. 7.1—7.3).
Оптимальное соотношение между пустотностью и удельной
площадью поверхности заполнителя достигается при модуле
крупности Мк= 1,5—2,5.
7.2. УГОЛ РАСТЕКАНИЯ И РАССЛАИВАЕМОСТИ
Угол растекания смеси — угол между плоскостью естествен-
ного ее размещения и горизонталью. При нисходящей слоевой
выемке в зависимости от величины угла растекания асл прини-
мают угол наклона заходок а3, чтобы смесь заполняла вырабо-
танное пространство самотеком под кровлю, т. е. для надежного
сцепления слоев закладки аСл>а3:
<7'5)
где hK — максимальная высота конуса расплыва, см; d — диа-
метр конуса расплыва смеси, см.
Таблица 7.1
Статическое напряжение сдвига т0 закладочных смесей
Расход на 1 м3 смеси, кг Массовая конце нтр а ци я смеси, кг/кг Содержание глины, % То, Па
глина цемент песок вода
114 381 1029 457 0,770 37,7
88 292 788 584 0,667 7,5 6,7
71 237 639 663 0,558 —
229 381 914 457 0,770 469,0
175 292 701 584 0,667 15,0 46,8
142 237 568 663 0,558 16,5
342 381 800 457 0,770 —
263 292 613 584 0,667 22,5 151,1
213 247 497 663 0,588 27,3
457 381 686 457 0,770 —
350 292 526 584 0,667 30,0 389,9
284 237 426 663 0,558 49,9
571 381 571 457 0,770 —
438 292 438 584 0,667 37,5 52,5
355 237 355 663 0,588 88,8
Таблица 7.2
Влияние пластификаторов на реологические свойства закладочных смесей
Вид добавки Величина добавки, % Подвиж- ность, см То, Па Угол расте- кания, гра- дус
СДБ от массы вяжуще- 0 10,0 30,0 25
ГО 0,2 12,2 13,2 20
0,4 14,3 9,4 11,8
ЦНИПС-1 от массы за- 0 10,0 30,0 25
полнителя 0,2 12,4 11,6 18
0,4 14,6 7,5 10,9
Угол растекания возрастает по мере увеличения радиуса
растекания смеси за счет потери воды и расслоения.
Расслаиваемость—Дифференциация исходных компонентов
закладки в вертикальной плоскости. Частным случаем является
отстой воды; определяется по распределению заполнителя
в пробе (ГОСТ 10181.0—81—ГОСТ 10181.4—81). Образец проч-
ностью 0,05—0,1 МПа разрезают в горизонтальной плоскости
на две одинаковые части, разрушают их до отделения заполни-
теля от связующего, которое отмывают водой и взвешивают.
Показатель расслоения смеси, %.
/Ср = Мт------ф00> (7.6)
\ ?В + 4н )
где qK, qB — масса заполнителя соответственно в нижней и верх-
ней частях образца.
Влияние средней крупности заполнителя на реологические свойства
закладочных смесей
Модуль крупности заполнителя Подвижность, см Напряжение сдви- га, Па Угол растекания, градус
0,5 10,5 27,2 7,5
1,0 11 12,4 6,6
2,0 11,5 9,3 5,8
3,0 11,3 12,6 6,5
4,0 10,8 20,8 9,2
Таблица 7.4
Изменение реологических свойств закладочных смесей во времени
Продолжительность транспортирования закладочной сме- си, МИИ Подвиж- ность, см Напряжение сдвига, Па Угол растека- ния, градус Показатель рас- слоения, %/
0 10 15,0 5 11
5 10,5 12,1 2,5 10
10 10,6 9,2 1,8 9
15 10,7 18,5 1,9 7,5
30 10,9 31,4 5 5,1
45 10,9 40,1 8 2,4
60 10,8 42,0 9,1 2,3
90 10,7 42,2 9,3 2,2
Коэффициент отстоя воды, %,
Кв=1007о/<7- (7.7)
где q, qo— количество воды общей и отстоявшейся, л.
Качество закладочной смеси изменяется во времени при
транспортировании и интенсивности перемешивания в трубо-
проводе (табл. 7.4).
Время транспортирования смесей по трубам не должно пре-
вышать 60 мин.
Глава 8
СОСТАВЫ ЛИТЫХ ЗАКЛАДОЧНЫХ СМЕСЕЙ
8.1. СМЕСИ НА ОСНОВЕ ДОМЕННЫХ ШЛАКОВ
Доменные гранулированные и отвальные шлаки, несмотря
на одинаковый химический состав, обладают различной гидрав-
лической активностью.
106
J
Таблица 8.1
Составы закладочных смесей на основе доменных шлаков
Компоненты закладочной смеси Расход компонентов на 1 м3 смесн, кг
Гайский рудник Запорожский железорудный комбинат (ЗЖРК) Соколовский .рудник
Цемент 40 15 50
Доменные шлаки — всего 360 450 450
В том числе класс —0,08 мм 250 250 360
Заполнитель — всего 1260 1250 1200
В том числе класс —0,08 мм 420 250 200
Расход вяжущего (с наполните- 710 515 610
лем)
Вода 450 450 450-
Смеси на основе доменного гранулированного шлака успеш-
но применяются на многих рудниках (табл. 8.1). Расход шлака
на 1 м3 смеси составляет 300—600 кг. Для активизации шлак
подвергается тонкому помолу до удельной площади поверхности
зерен 2500 см2/г. При использовании основных шлаков получа
ют закладочный материал высокой прочности без активизирую-
щих добавок. Кислые шлаки восточных районов страны требу-
ют дополнительной активизации цементом или другими вещест-
вами в количестве 5—10% от массы шлака.
Применяют шлакопесчаные смеси, для чего используют пре-
имущественно природный песок и отходы обогащения. Смеси на
основе молотого гранулированного доменного шлака первого
сорта (металлургический комбинат «Криворожсталь») без акти-
визирующих добавок имеют в возрасте твердения 3 мес предел
прочности на одноосное сжатие 6—10 МПа в зависимости от
вида заполнителя (табл. 8.2).
Таблица 8.2
Предел прочности закладочных смесей на основе молотого
доменного гранулированного шлака, МПа
Состав смеси Возраст твердения, сут
28 60 90 180
Шлак первого сорта: с песком с породой круп- ностью <40 мм с граншлаком Шлак первого сорта с добавкой портландце- мента (1%) и породы 3,7 5,05 2,1 8,8 7,18 8,44 4,35 12,8 8,7 10,0 5,8 14,3 9,7 10,9 6,5 15,0
Характеристика закладочных смесей на основе отвальных
доменных шлаков
Состав вяжущего, %
80
80
90
90
90
70
20
20
10
10
10
, Погружение ко- нуса, см Водовяжущее отношение Предел проч- ности на сжатие в воз- расте тверде- ния 28 и 90 сут, МПа
о V)
. 9,6 0,85 1,3; 2,4
— 9,7 0,85 3,1 4,6
— 10,0 0,86 0,7; 1,6
— 9,6 0,84 2,2; 2,8
5 9,8 0,84 2,4; 3,0
— 10,0 0,85 1,3; 3,3
Шлаки второго и третьего сортов также пригодны в качест-
ве вяжущего вещества с добавкой 5—10% активизирующего
материала (цемента, извести и др.). Изменяя величину и вид
активизирующей добавки, тонкость помола шлака, можно
получать закладочный материал заранее установленной проч-
ности.
Наличие глинистого материала в песке оказывает влияние
на активность вяжущего. Прочностные свойства закладочной
смеси, содержащей до 15% глины в песке, могут изменяться
в худшую или лучшую сторону. При более высоком содержании
глины в песке прочность смеси снижается пропорционально рос-
ту в ней количества глины.
На прочностные свойства шлакопесчаных смесей с большим
количеством глины оказывает положительное влияние добавле-
ние в них гипса 5—15% от массы шлака. Максимальное увели-
чение прочности (на 25—30%) имеют образцы, включающие
15% гипса. Дальнейшее его увеличение содержания в смеси
приводит к снижению прочности из-за кристаллизации избыточ-
ного количества гипса в породах закладочного материала, ко-
торый в результате последующего расширения разрушает це-
ментный камень.
Отвальный доменный шлак после тонкого помола в смеси
с активизирующими добавками служит в качестве вяжущего
твердеющей закладки.
Составы закладочных смесей, изготовленных на основе маг-
нитогорского шлака, и их прочностные свойства приведены
в табл. 8.3.
Прочность смесей зависит от состава вяжущего и в возрасте
твердения 90 сут колеблется от 1,6 до 4,6 МПа.
Предел прочности закладочных смесей на основе отвального
доменного шлака, МПа
Состав смеси Возраст твердения, сут
28 ео 180
Шлак, нефелиновый шлам (40%) п гипс (3%) Шлак, нефелиновый шлам (20%) и гипс (6%) Шлак с добавкой портландцемента (10%) Таблица 8 5 8,0 6,0 3,0 13,0 10,8 6,8 15,5 13,5 8,9
Предел прочности закладочных смесей на основе отвального
доменного шлака НТМК, МПа
Состав вяжущего Возраст твердения, сут
7 28 90 180
Шлак (90%) и цемент (10%) 0,9 1,6 2,1 2,6
Шлак (85%), цемент (10%) и гипс 1,2 3,7 5,0 5,0
/0 ) Шлак (80%), цемент (20%) 1,8 3,2 4,2 5,0
Шлак (70%), цемент (30%) 3,0 4,6 6,0 7,2
Об интенсивности твердения шлакопесчаных смесей, вклю-
чающих 450 кг смешанного вяжущего (74—57% шлака, 20—
40% нефелинового шлама и 3—6% гипса), 1350 кг песка сред-
ней крупности и 400 л воды, можно судить по данным табл. 8.4.
Предел прочности закладки в возрасте твердения 180 сут повы-
шается в среднем на 10—30%.
Отвальный доменный шлак Нижнетагильского металлургиче-
ского комбината (НТМК.) позволяет получать закладку, пре-
дел прочности на сжатие которой изменяется в зависимости от
расхода активизатора (табл. 8.5).
Смесь из молотого шлака с добавкой цемента (до 20%) и
хвостов магнитного обогащения в соотношении 1 :3 при водо
вяжущем отношении 1 имела прочность в возрасте твердения
180 сут около 2 МПа.
Прочность образцов на основе отвальных доменных шлаков
в среднем на 10—15% выше, чем на мартеновских шлаках.
Положительное влияние на прочность закладочной смеси
оказывают калийные соли. Максимальная величина их добавки
не должна превышать 5% от массы вяжущего, так как на этом
пределе прирост прочности почти полностью прекращается:
Добавка калийных
солей, %
Прочность
на сжатие в возрасте
твердения 180 суг,
МПа
0......................................................... 1,5
1................................................................. 1,65
2................................................................. 1,75
3................................................................. 1,85
4................................................................ 1,88
5......................................................... 1,91
6................................................................ 1,92
7 . . ...................... 1,91
8 . ............................................ 1,9
Предел прочности закладочной смеси на сжатие увеличи-
вается при замене 50% хвостов МОФ отходами дробления из-
вестняка (табл. 8.6). Оптимальная величина добавки отходов
дробления известняка составляет около 40% массы заполни-
теля.
Для увеличения кинетики гидратации смеси целесообразно
в процессе приготовления закладочной смеси осуществлять сов-
местный помол доменного отвального шлака с отходами дроб-
ления известняка. Непрореагировавший оксид кальция в извест-
няке будет способствовать разрыву гидратных пленок вокруг
зерен шлаковых минералов, гидратация будет проходить полнее
и интенсивнее.
В угольной промышленности закладку на основе шлаков
применяют в Прокопьевске-Киселевском районе при выемке
мощных крутых пластов и в Карагандинском бассейне при
выемке пластов под городом Караганда. ИГД им. А. А. Скочин-
ского и КузНИУИ рекомендуют рецепты твердеющих смесей,
приведенные в табл. 8.7. Эти рецепты при возрасте твердения
28 сут обеспечивают прочность 4—10 МПа.
8.2. СМЕСИ НА ОСНОВЕ ЦЕМЕНТА, ТОПЛИВНЫХ ШЛАКОВ
И ЗОЛЫ
Цемент — основа для приготовления твердеющей закладки
на многих рудниках. Его расход составляет 150—-200 кг. Часто
цемент используют в смеси с глиной или шламами, расход ко-
торых 100—300 кг.
Высокие пределы прочности имеют образцы состава 1:1:6,
включающие 200 кг гипсошлакового цемента, такое же количе-
ство глины, 1200 кг заполнителя из пород шахтных отвалов.
Предел прочности материала на сжатие в возрасте твердения
3 мес составил 16—17 МПа. Применение в качестве заполните-
ля мелкозернистого песка вместо дробленой породы снижает
прочность смеси до 12 МПа, или на 28%, а с переходом на тон-
кодисперсный заполнитель (карбонатный шлак)—до 7,8 МПа,
или в 2,2 раза (табл. 8.8).
ПО
Предел прочности закладочных смесей на основе отвального доменного
шлака в зависимости от добавок отходов дробления известняка, МПа
Соотношение компонентов запол- нителя, % Возраст твердения, сут
отходы дроб- ления известняка хвосты МОФ 28) 90 .180
0 100 0,55 1,0 1,5
20 80 0,74 1,45 1,95
40 60 0,82 1,6 2,1
50 50 0,85 1,64 2,15
60 40 0,9 1,65 2,16
Таблица 8.7
Составы закладочных смесей для угольных шахт Кузнецкого
и Карагандинского бассейнов
№ рецепта Компонент Используемый материал Расход на 1 м3 заклад- ки, кг
1 Вяжущее Граншлак Западно-Си- бирского металлургиче- ского комбината (ЗСМК) (молотый) 350
Заполнитель Активизатор То же Портландцемент М400 1100—1300 50—150
Вода Вода техническая 400—500
2 Вяжущее Граншлак (молотый) (ЗСМК) 350
Заполнитель Зола отвальная ГРЭС 1200—1400
Активизатор Портландцемент М400 50—150
Вода Вода техническая 400
3 Вяжущее Граншлак 350
Заполнитель Граншлак или известняк класса 0—20 мм 1300
Активизатор Портландцемент М400 50—150
Вода Вода техническая 400—550
Глиноцементные смеси на основе шлакопортландцемента
уступают по качеству растворам на гипсошлаковом цементе.
Образцы состава 1:1:6 с породным заполнителем в возрасте
твердения 3 мес приобретают прочность на сжатие около
10 МПа, что на 60% ниже, чем на гипсошлаковом цементе
с глиной.
Соотношение состава цемент : глина : запол- нитель (расход на 1 м3 закладки, кг) Цемент Заполнитель Предел проч- ности на сжатие (МПа) в возрасте твердения 180 сут
1:1:6(200:200:1200) Г ипсошлаковый Порода шахтных от- валов 16—17
1:1:6(200:200:1200) » Мелкозер нисты й песок 12
1:1:6(200:200:1200) » Т онко дисперсный карбонатный шлак 7,8
1:1:6(200:200:1200) Шлакопортланд- цемент Порода шахтных от- валов 10
1:1:6(200:200:1200) Me л коз ер нистый лесок 8
1:1:6(200:200:1200) » Тонкодисперсный карбонатный шлак 4
0,5:1.5:6 (100:300:1200) Гипсошлаковый Порода шахтных от- валов 4
0,5:1,5:6 (100:300:1200) Шлакопортланд- цемент Мелкозернистый песок 2
Применение мелкого песка и карбонатного шлама в качест-
ве заполнителя снижает прочность раствора соответственно до
8 и 4 МПа.
С уменьшением расхода глины сокращается общее количе-
ство глиноцементного вяжущего, поэтому часть площади по-
верхности зерен заполнителя оказывается не покрытой вяжущим
веществом, что снижает прочность смеси. С увеличением расхо-
да глины активность вяжущего хотя и снижается, но общее ко-
личество его возрастает, и зерна заполнителя полностью по-
крываются вяжущим, обеспечивая повышение прочности до оп-
ределенного предела.
В насыщенных высокопластичных растворах на основе хво-
стов обогатительных фабрик дальнейшее увеличение толщины
прослоев цементного камня между зернами заполнителя не ока-
зывает заметного влияния на прочностные свойства смеси. В то
же время активность вяжущего снижается пропорционально
увеличению доли глинистой добавки, что уменьшает прочность
закладочной смеси (табл. 8.9, 8.10).
Изменение прочности твердеющей закладки во времени при-
ведено в табл. 8.11.
Зависимость предела прочности закладочных смесей от доли фракции
—40 мкм в заполнителе (хвосты сульфидных руд Риддер-Сокольного
месторождения) в возрасте твердения 28 сут при различной массовой
концентрации цемента в смеси [13]
Массовая концентра- ция цемента в1 смеси, кг/м8 Доля фрак- ции —40 мкм в заполните- ле, % Предел проч- ности заклад- ки, МПа Массовая концентра- ция цемента в смеси, кг/м8 Доля фрак- ции —40 мкм в заполните- ле, % Предел проч- ности заклад- ки, МПа
180 10 1,00 220 10 1,55
30 0,80 30 1,25
50 0,65 50 1,10
70 0,55 70 1,00
200 10 1,15 240 10 1,85
30 0,90 30 1,65
50 0,80 50 1,40
70 0,80 70 1,35
Таблица 8.10
Предел прочности закладочных смесей при различной степени
дешламации хвостов обогащения для комбинатов, МПа
Выход фракции —0,074 мм. % Ачисайский Зыряновский Джезказга некий
Rso R180 Rso Rise Reo R180
0 2,5 2,5 1,0 1,25 1.25 1,25
20 3,0 з,о 1,75 2,40 1,50 2,20
40 3,25 3,3 2,30 3,20 1,35 2,10
60 2,80 3,5 2,20 3,25 1,25 1,75
80 2,45 3,3 1,50 2,50 1,10 1,45
100 2,00 2,75 1,40 1,70 1,00 1,25
Т а б л иц а 8.11
Относительная прочность закладочных смесей из хвостов обогащения
руд в зависимости от возраста ее твердения [48]
.Хвосты обогащения руд комбинатов Содержание цемента по массе, % Возраст твердения, мес
3 6 9 12 18 24
Ачисайского 10 100 100 164 188 240 247
15 100 100 100 128 132 148
Джезказганского 10 100 113 132 155 237 247
15 100 108 144 167 163 245
Состав вяжущего Возраст твердения, сут
28 (60 90
Шлак и цемент (3%) 1,0 2,3 3,25
Шлак и цемент (5%) 1,5 3,25 4,0
Шлак и цемент (20%) 3,0 5,7 7,3
Шлак и зола электрофильтров 4,0 7,5 9,6
Котельный шлак (80%), доменный граншлак (20%) и цемент (1%) — — 7,0—7,5
Глину и шламы в закладочную смесь добавляют путем ис-
пользования загрязненных глинистым материалом природных
песков и мелкозернистых отходов обогащения.
Топливные шлаки и зола позволяют получать закладочные
смеси различной прочности (табл. 8.12). Увеличение цементной
добавки до 20% улучшает предел прочности смеси до 5—6 МПа.
Для повышения качества смеси целесообразно часть быстро-
охлажденного топливного шлака перед помолом заменять гра-
нулированным доменным. Так, в результате замещения 20%
котельного шлака доменным гранулированным шлаком первого
сорта в смеси с 1% портландцемента и тремя частями песка
прочность материала в трехмесячный срок увеличилась до 7—
7,5 МПа.
Топливные шлаки и золу можно использовать в смесях
•с породами шахтных отвалов и шламов обогащения, при этом
прочность смесей зависит от крупности заполнителя. Монолит-
ную закладку на основе золы тепловой электростанции, посту-
пающей с электрофильтров и циклонов, применяют на одном
из рудников ЧССР. Составы смеси: зола (100 кг), цемент (80—
90 кг), песок (1200 кг), вода (250—300 л). Предел прочности
смеси 3,5 МПа, продолжительность схватывания 17 ч.
8.3. СМЕСИ НА ОСНОВЕ СТАЛЕПЛАВИЛЬНЫХ И НИКЕЛЕВЫХ
ШЛАКОВ
Несмотря на сравнительно невысокую гидравлическую ак-
тивность, эти шлаки пригодны для закладочных работ. Наибо-
лее полно изучены шлаки ММК и НТМК, которые предвари-
тельно подвергали магнитной сепарации для отделения метал-
лических включений — скрапа, зерен. Шлак измельчают до
удельной площади поверхности зерен 3000 см2/г.
Смеси из шлака, портландцемента, сульфата натрия, пес-
ков флотации с модулем крупности 0,71 имели прочность, при-
веденную в табл. 8.13.
Предел прочности закладочных смесей на основе мартеновского шлака
НТМК, МПа
Расход материалов, кг/м8 Возраст твердения, сут
шлак НТМК цемент известняк хвосты обогащения вода 28 90 180
380 20 1200 360 0,4 0,65 0,95
360 40 — 1200 360 0,6 0,95 1,35
340 60 — 1200 360 0,7 1,15 1,65
320 80 — 1200 360 0,75 1,25 1,8
360 40 240 960 360 0,9 1,45 —
360 40 480 720 360 1,1 1,8 —
360 40 720 480 360 1,15 1,85 —
Предел прочности сравнительных образцов на основе грану-
лированного шлака ММК (340 кг) и цемента (60 кг) составил;
в возрасте твердения 90 сут—-2,4 МПа, 180 сут—3,2 МПа.
Использование мартеновского шлака расширяет сырьевую
базу закладочных работ, высвобождает дефицитный доменный
гранулированный шлак для цементной промышленности. Ста-
леплавильные шлаки являются перспективным материалом для
закладки вследствие их экономичности, больших запасов и от-
носительно небольшого использования в других отраслях про-
мышленности. Одновременно решается проблема утилизации
шлаков, а попутно извлеченный металл служит дополнительным
источником сырья для промышленности. Замена доменного гра-
нулированного шлака сталеплавильным позволяет снизить се-
бестоимость закладки на 0,2-—0,3 руб/м3.
Конвертерные шлаки удельной поверхностью до 3000 см2/г
при быстром охлаждении обладают вяжущей способностью
(табл. 8.14). Их химический состав (%): SiO2 — 27,7, Fe —
42,8, СаО —2,4, Д12О3 — 0,6, MgO —0,7.
Таблица 8.14
Предел прочности на сжатие образцов закладки на основе конвертерных
молотых шлаков, МПа
Возраст твердения, сут Расход цемента/шлака, %
4/8 4/8 4/12 8/8 8/12 8/16
28 0,6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0
56 0,8 0,9 1,15 1,6 2,3 2,5
112 0,9 1,25 1,4 1,8 2,8 3,1
224 1,14 1,4 1,45 2,2 3,0 3,5
Добавка щелочи нат- рия, % Возраст твердения, сут
28 60 90 180
4 0,4 1,0 1,3 1,8
6 0,7 1,3 1,75 2,4
8 0,8 1,4 2,0 2,75
10 0,8 1,5 2,1 2,8
12 0,7 1,4 2,0 2,8
14 0,5 1,2 1,7 2,6
Созданы составы закладочных смесей на основе никелевых
шлаков комбината «Южуралникель». Смесь из 400 кг шлака
(удельная площадь поверхности 2500 см2/г), 40 кг щелочи
натрия, 1300 кг песка средней зернистости и 350—400 л воды
в возрасте твердения 180 сут достигает предела прочности на
сжатие 2,8 МПа (табл. 8.15). Щелочь натрия можно заменить
содоизвестковой смесью (5% соды и 4% извести от массы шла-
ка), содощелочным плавом (7%) с добавкой извести (2—3% от
массы шлака) и без нее в зависимости от качества плава.
8.4. CMFCI4 НА ОСНОВЕ КАЛИЙНЫХ ОТХОДОВ
Закладочные смеси получают из отходов калийного произ-
водства (табл. 8.16).
Смесь солеотходов с негашеной извести (25%) и бишофи-
том (1 %) в возрасте твердения 20 сут приобретает прочность
0,95 МПа. Близкие по прочности результаты имеет закладочная
смесь из отходов обогащения с добавкой каустического магнези-
та (2%) или такого же количества сульфата натрия.
Закладка из 400 кг молотого гранулированного шлака, порт-
ландцемента (1%) или извести, 1200 кг солеотходов и 300 л
воды в возрасте твердения 180 сут имеет прочность 4 МПа.
На Верхнекамских рудниках испытана закладочная смесь на
основе каустического магнезита в качестве вяжущего. Заполни-
те б л и п а 8.16
Химический состав отходов, %
Материал Плотность, г /см2 Нераствори- мый остаток KC1 NaCl MgCl CaSO4 Н2О
Солеотходы 2,0 0,92 1,52 96,3 0,09 1,2 10
Шламы 1,31 11,27 9,08 17,84 0,41 1,8 59,3
Рассол 1,198 — 6,89 8,74 9,17 0,4 74,8
телем служили отходы каменной соли (галит), карналлитовый
рассол и глинисто-мергелистый шлам. Соотношение материалов
по массе—1:11:1,1:2,63; соотношение Т:Ж — 3:1. В камере
через сутки смесь приобретала прочность 0,06 МПа, рассолоот-
деление небольшое, усадка в возрасте твердения 30 сут незна-
чительна.
8.5. СМЕСИ НА ОСНОВЕ ОТХОДОВ СОДОВОГО
ПРОИЗВОДСТВА
Заменителем цемента в смесях на основе доменного тран-
ши ака могут быть обожженные отходы содового производства
типа ИБС (известково-белитовое связующее). Это твердый ос-
таток, образующийся в процессе производства кальцинированной
соды, представленный в основном карбонатами кальция, магния
и их гидрооксидами (твердый остаток соды — ТОС).
Для утилизации текущих отходов на Стерлитамакском про-
изводственном объединении «Сода» ведется опытно-промыш-
ленная переработка некоторой сравнительно небольшой их час-
ти в продукты нескольких типов, которые используются для
производства строительных изделий, бетонных блоков, силикат-
ного кирпича и др.
Анализ химического состава показывает, что ТОС, характе-
ризующийся суммарной массовой долей карбонатов кальция
в пределах 52—59%, может оказать в какой-то степени активи-
зирующее влияние на металлургические шлаки по аналогии
с цементом или другим отщепляющим известь материалом
(табл. 8.17).
Промпродукт ИБС, получаемый путем совместного помола
предварительно подвергнутой термообработке смеси ТОСа и
Таблица 8.17
Химический состав отходов и промпродуктов, %
Показатели тос ИБС ИВС-1 И ВС-2
Суммарная массовая доля карбонатов кальция 84 — — —
и магния
Массовая доля оксида магния 7 — — —
Суммарная массовая доля активных оксидов 10 38—46 15—22 16—19
кальция и магния
Массовая доля хлоридов СН 12 6 3,0 3,0
Влажность продукта 45 2 1,9—3,5 2
Двухкальциевый силикат (белит) .— 25 — .—
Оксид кремния 2,95 44—65 44—65 53—65
Двуокись углерода СО2 — 6 4 .—
Щелочи — 2 1 2
Серный ангидрит 4 5
Таблица 8.18
Предел прочности закладочной смеси на основе шлаков и ИБС, МПа
Шлак Соотношение шлака и ИБС
1:0 8:2 6:4 4:6 2:8 0:1
Гранулированный (ММК) 1,8 2,7 3,3 2,7 1,5 0,1
Отвальный доменный (ММК) 1,5 1,6 1,3 0,8 о,3 0,1
Гранулированный Белорецкого ме- таллургического комбината 2,0 2,8 3,0 2,2 1,1 0,1
Отвальный Серовского металлурги- ческого завода 1,65 2,4 2,5 2,8 0,7 0,1
песка в соотношении 1:0,15 во вращающейся печи при темпе-
ратуре 900—1000 °C, обладает более высокой гидравлической
активностью, чем ТОС, так как в его составе имеются 38—
48% активных оксидов кальция и магния, а также двухкаль-
циевый силикат (2CaO-SiO2— белит). Второй продукт промыш-
ленной переработки ТОСа в смеси с песком и глиной — извест-
ковосодержащее вяжущее (ИВС). ИВС в зависимости от тем-
пературы обработки и назначения подразделяют на два типа.
ИБС относится к воздушным, а не гидравлическим вяжущим,
поэтому в меньшей степени пригодно для закладки, чем пре-
дыдущие материалы, в частности, может служить лишь извест-
ковосодержащей добавкой.
Влияние добавки ИБС на предел прочности на сжатие бес-
цементной закладочной смеси (возраст твердения 28 сут), в ко-
торой основным вяжущим служили доменные гранулированные
или отвальные шлаки различных предприятий, показано
в табл. 8.18.
Предел прочности закладки в другом возрасте твердения
прогнозируется по формуле
_ __ Д' °28 И П
— Л lg28 ’
где оп — предел прочности материала в n-м возрасте твердения,
МПа: <728 — предел прочности материала в возрасте твердения
28 сут; К— коэффициент, учитывающий интенсивность нараста-
ния прочности 0,74-0,6 — для исследуемых смешанных вя-
жущих) .
Следовательно, предел прочности закладочной смеси в воз-
расте твердения 28, 90 и 180 сут составит:
Смесь.....................................
° 28......................................
.....................................
7180......................................
К» 1 № 2 № 3 № 4
3,3 3,0 2,5 1,6
5,3 4,8 4,0 2,6
6,2 5,6 4,7 3,0
Т а б л иц а 8.19
Предел прочности закладочных смесей на основе шлаков и ТОС, МПа
Шлак Соотношение шлака и ТОС
1:0 8:2 6:4 4:6 2:8 0:1
Гранулированный (ММК) Отвальный (ММК) Гранулированный Белорецкого металлургического комбината 1,8 1,5 2,0 2,3 1,4 2,2 2,5 1,1 2,1 2,2 0,6 1,75 1,2 0,3 1,0 0,1 0,1 0,1
Таблица 8.20
Предел прочности закладочных смесей на основе гранулированного шлака
ММК и ТОС в возрасте твердения 28 сут при различной температуре
и продолжительности обжига ТОС, МПа
Температура обжига, градус Продолжительность обжига, мин
0 60 120 180
900 0,1 1,2 1,65 1,75
1000 0,1 1,7 2,2 3,0
1100 0,1 3,0 4,15 4,5
1300 0,1 3,0 3,7 3,8
Таблица 821
Гранулометрический состав исследуемых материалов [59]
Материал] Размер частиц материала, мм Содержа- ние, % Материал Размер ча- стиц мате- риала, мм Содер- жание, %
Хвосты +15 11,3 Пирротин +0,045 10
обогащения +0,114(— 0,15) 20,8 » —0,045 90
+0,075— 15,9 Гранулирован- +1,7 95,2
—(0,114) ный шлак +0,85 2,5
+0,045— 21,3 +0,15 1,1
—(—0,075) +0,075 0,3
—0,045 30,2 —0,075 0,9
Применение ТОСа также позволяет получить вполне прием-
лемые по прочности закладочные смеси, но более низкого каче-
ства (табл. 8.19).
Температура и продолжительность обжига ТОСа влияют на
его активность (табл. 8.20); оптимальными оказались £=1000—
И 00 °C и продолжительность обжига 30 мин. Дальнейшее по-
вышение этих показателей лишь незначительно увеличивает
активность материала.
Характеристика закладочной смеси с различным содержанием
пирротина [59]
Возраст тверде- ния, сут Предел прочности на сжатие (о-10“5, Па) и влажность (W, %) закладочной смеси при отношении хвостов обогащения к гранулиро- ванному шлаку 4 : 1 и содержании пирротина, %
2 4 6 8 10
и W и № G W и W и №
7 Нет 15,1 0,96 12,3 0,48 13 6 0,96 12 9 1,93 15,9
данных
10 0,48 9,9 0,96 9,2 0,96 9,2 1,93 6,9 1,93 11,8
13 Нет 6,9 1,93 6,2 1,93 4,2 1,93 4,2 2,89 7,9
данных
16 5,78 4,8 3,86 з,з 6,25 2,9 3,86 3,8 3,86 9,4
19 4,8 3,1 3,86 3,4 6,75 2,5 10,62 1 ,9 3.86 4,4
21 6,75 2,3 8,82 2,1 7,72 2,7 10,62 1,4 4,4 4,3
27 Н,1 1,4 10,62 1,2 9,32 1 I 15,85 1 2 10,68 1,3
34 11,57 1,1 9,16 1,2 10,62 1 0 18,8 1,2 11,58 1,2
45 9,16 1,0 6,75 1,1 9,16 1,0 15,85 1,0 11,58 1,0
8.6. ЗАКЛАДОЧНЫЕ СМЕСИ, ВКЛЮЧАЮЩИЕ СУЛЬФИДЫ
Природные сульфиды вследствие их химического и мине-
рального состава проявляют разную активность. Их состояние
определяется процессом окисления, который неодинаков для
Таблица 8.23
Характеристика закладочной смеси с различным количеством
хвостов и шлака [59]
Возраст Предел прочности па сжатие (о-10-Б, Па) и влажность (W, %) расходе
твердения, сут 100 (хвосты) 80/20 60/40
о W G <0 W
7 0,48 16,1 0,48 13,9 0,96 16
10 0,96 7,5 0,96 9,1 0,96 9,9
13 4,8 7,4 1,93 6,2 0,96 8,6
16 5,3 5,4 3,86 3,1 2,89 4,2
19 1,93 4,3 6,75 2,7 2,89 3,8
21 2,89 3,1 9,64 1,8 3,86 2,0
27 6,27 1,3 11,57 1,2 7,71 1,4
34 6,75 1,1 10,62 1,1 5,78 1,3
45 9,16 1,0 9,16 1,1 8,98 1,3
Возраст твердения, сут Расход цемевта/шлака, %
4/0 4/2 4/4 4/6 8/0 8/2 8/4 8/6 8/8 8/10 8/12 16/0 16/4 16/8 16/12
7 0,6 0,5 0,75 0,8 0,8 0,6 0,8 0,8 0,85 0,85 0,8 2,2 2,9 3,0 3,75
28 0,7 0,35 0,8 1,0 0,9 1,1 1,4 1,6 2,2 2,5 2,9 3,1 4,2 5,1 6,0
56 0,75 0,75 1,1 1,4 1,1 1,5 2,0 2,4 2,8 3,0 3,5 3,9 5,0 6,8 7,5
112 0,9 1,2 1,4 1,8 1,5 1,9 2,5 2,9 3,5 3,75 4,4 5,0 6,0 7,9 9,5
224 1,2 1,3 1,75 2,0 1,8 2,3 2,8 3,2 3,6 4,2 5,0 5,2 6,4 8,0 9,8
различных сульфидных минералов и зависит от физических ус-
ловий его протекания.
Богатые пирротином хвосты способны в возрасте 3 мес до-
стигать предела прочности 12—21 МПа (табл. 8.21—8.23).
Оптимальная концентрация пирротина составляет 8% по
массе. Максимальная прочность достигается при содержании
20% шлака и хвостов.
Предел прочности на сжатие закладки, включающей меде-
плавильный шлак и известь, приведен в табл. 8.24—8.25. Опти-
мальная добавка извести в закладку—25—50%.
Шлаки, полученные при плавке свинца, являются активным
пуццоланом, возраст твердения 112—224 сут (табл. 8.26).
Отвальные шлаки по качеству хуже текущих. Прочность зак-
ладки из них в 1,7 раза ниже, чем из свежих.
закладочной смеси, содержащей 8% пирротина при различном
хвостов/шлака, %
40/60 20/80 100 (шлак)
G W G 1F G W
Нет данных 14,8 Нет данных 15,5 Нет данных 17,2
» 13,9 » 13,4 » 19,2
0,96 7,9 » 16,1 » 15,3
1,93 9,9 0,28 14,3 » 13,2
4,41 9,8 Нет данных 13,4 » Н,1
4,41 7,8 » 11,8 » 10,8
10,62 2,7 0,96 8,4 » 7,0
5,78 2,1 Нет данных 5,3 » 5,9
7,72 1,2 1,3 4,1
Предел прочности закладки на основе медеплавильных шлаков
с известью, МПа
Возраст твердения., сут Соотношение хвостов обогащения, шлака и извести, %
72 : 14 : 14 80 : 10 : 10 83 : 6 : 6 96 : 2 : 2
7 0,25 0,2
28 0,6 0,3 0,25 —
56 0,8 0,52 0,3 0,25
112 1,75 0,8 0,6 0,4
224 1,9 1,4 0,8 0,4
Таблица 8.26
Предел прочности закладки на основе свинцовых шлаков, МПа
Возраст твердения, сут Расход цемента/шлака, %
0/4 4/4 8/4 12/4 0/8 8/8 12/ 8 16/3
28 0,3 0,75 0,75 0,9 1,0 2,0 3,0 3,5
56 0,5 0,8 1,1 1,25 1,2 3,0 4,4 5,7
112 0,75 1,0 1,6 1,8 1,5 4,2 5,5 7,2
224 0,8 1,2 1,8 2,25 1,6 5,0 7,2 8,5
Глава 9
ВОЗВЕДЕНИЕ И ФОРМИРОВАНИЕ ИСКУССТВЕННЫХ
МАССИВОВ
9.1. ИЗОЛЯЦИЯ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
Для предохранения горных выработок от проникновения
закладки и раствора, а также создания дренажа и отвода воды
из закладочного массива возводят перемычки, которые долж-
ны выдержать давление раствора.
Применяют перемычки деревянные, пневматические, а в
особо сложных горнотехнических условиях — бетонные и желе-
зобетонные. Кроме того, используют техническую ткань, метал-
лическую сетку с иабрызгбетоном. Закладку подают частями
до покрытия перемычки на 1,3—1,5 ее высоты.
Пневматические перемычки заполняют сжатым воздухом из
шахтной сети и приводят в рабочее состояние за 15—20 мин;
демонтаж не превышает 25 мин. Эффективность пневматических
перемычек повышается при их комбинировании с распорными
стойками. Для снижения агрессивного воздействия закладочной
смеси перемычку со стороны выработанного пространства за-
крывают полиэтиленовой пленкой.
По данным А. П. Дергунова, пневматические перемычки
рассчитывают по растягивающему усилию Т в материале обо-
лочки:
7=О,47/?/ге (91)
где R — радиус перемычки; k — коэффициент запаса прочности;
Ас — высота слоя закладки; [орас]—предел прочности материа-
ла перемычки на растяжение.
Бетонные перемычки рассчитывают как плиты, свободно
опертые по контуру; железобетонные — как плиты, защемлен-
ные по контуру (рис. 9.1) и свободно опертые по контуру
(рис. 9.2).
Давление на перемычку
Р = рпНп, (9.2)
где рп—давление, создаваемое столбом пульпы высотой 1 м,
МПа; Нп — разность отметок между горизонтом установки пере-
мычки и уровнем пульпы после остановки закладочных ра-
бот, м.
Бетонные изолирующие перемычки рассчитывают следую-
щим образом.
Максимальные изгибающие моменты по сечениям:
(9.3)
Ph2
м2=-^-, (9.4)
г 2
где а — ширина перемычки, м; h — высота перемычки, м; У —
табличный коэффициент (табл. 9.1).
Расчетный момент сопротивления перемычки
1F = , (9.5)
где/г'=1,2 — коэффициент перегрузки; m — коэффициент усло-
вий работы, т = 0,2; орас— расчетный предел прочности бетона
на растяжение, МПа (табл. 9.2).
Толщина бетонной перемычки
(9.6)
где t=h при определении W по Мц t = a при определении W
по М2.
a
<£i C
S
Рис. 9.1. Конструкция железобетонной изолирующей перемычки,
защемленной по контуру
Рис. 9.2. Конструкция железобетонной изолирующей перемычки,
свободно опертой по контуру
Расчет железобетонных перемычек сводится к определению
толщины активной части бетонной перемычки и площади попе-
речного сечения арматуры. Максимальные изгибающие момен-
ты определяют по формулам (9.2), (9.3).
Расчетный максимальный изгибающий момент
Mp=£'MmaXl (9.7)
Таблица 9.1
Значения коэффициентов Yt и У2
h=h!a Перемычка защемлена по кон- туру Перемычка свободно оперта по контуру
У1 га и
0,5 436,53 27,28 169,17 10,57
0,6 229,50 29,74 94,94 12,30
0,7 139,24 33,43 61,60 14,79
0,8 94,51 38,71 43,97 18,01
0,9 70,10 46,00 34,26 22,36
1,0 55,74 55,74 27,43 27,43
1,1 46,77 68,48 22,79 33,37
1,2 40 90 84,80 19,45 40,34
1,3 36,89 105,38 17,02 48,60
1,4 34,08 130,92 15,22 58,45
1,5 32,04 162,22 13,87 70,22
1,6 30,54 200,13 12,88 84,43
Таблица 9.2
Прочностные свойства бетона
Предел прочности, МПа М150 М200 МЗОО М400 М500 М600
Нормативный на растяжение 1,0 1,3 2,1 2,5 2,8 3,0
Расчетный на растяжение 0,52 0 64 0 95 1,1 1,25 1,35
Нормативный на сжатие при изгибе 14,0 18,0 26,0 35,0 44,0 52,0
Расчетный на сжатие при изгибе 8,0 10,0 16 21 28 31
где k' — коэффициент перегрузки, k' = 3,0; Л}тах—наибольший
из вычисленных изгибающих моментов по сечениям.
Предел прочности бетона на сжатие при изгибе
он = Лб[он], (9.8}
где — коэффициент однородности материала. Для бетона
М3004-М600 /и=0,6; для остальных марок fCfi=0,55; [он] —
нормативный предел прочности бетона на сжатие при изги-
бе, МПа.
Толщина активной части бетонной перемычки
6. = 2’6 * 8'-/-SL’ (9-9>
где г —табличный коэффициент (табл. 9.3); m=l,l; b — шири-
на сечения, м.
Полная толщина перемычки
б = ба + С,
Таблица 9.3
Параметры арматуры
Диаметр стержня.,, мм Площадь по- перечного сечения, см2 Масса I м, кг Диаметр стержня, мм Площадь по- перечного сечения, см2 Масса 1 м, К(Г
10 0,785 0,62 18 2,54 2,06
12 1,13 0,89 20 3,14 2,48
14 1,54 1,21 25 4,91 3,85
16 2,01 1,58 32 8,04 6,13
где С—-толщина защитного слоя (принимается С=5-ь7 см).
При расчете перемычки как плиты, защемленной по конту-
ру, определяют глубину заделки стержней арматуры в породы
выработки:
[О'т] ^ст
4тСц
(9.10)
где [от]—предел текучести материала арматуры, МПа; dCT —
диаметр стержня арматуры, м; тсц — величина силы сцепления
(тСц=2,54-4,0 МПа).
Если фиксация перемычки производится укладкой ее во
вруб, то его глубина
B. = 0,04-/nff^ftr; (9.11)
1 (a+h)f v '
В2 = 0,04 Рп^пЬ , (9.12)
где f — коэффициент крепости пород по шкале М. М. Протодья-
конова.
Формулу (9.11) применяют при образовании вруба по всему
периметру выработки, а (9.12) — при его образовании только в
боковых стенках.
Площадь поперечного сечения арматуры
^=-WT’ (9ЛЗ>
где р — процент армирования (0,4% =Сц=СО,О6о/о).
Подбор арматуры ведется при условии, что сумма площадей
поперечного сечения всех прутков ЕПр^Еа. Параметры армату-
ры — в табл. 9.3.
Несущую способность перемычки рассчитывают по следующей
схеме: истинный коэффициент армирования
^=-§r100; (9-14)
Таблица 9.4
Расчетные коэффициенты (сталь марки СТ-5)
% М150 М200 М400 МЗОО
г А Г А Г А г А
0,40 0,332 9,02 0,330 9,14 0,328 9,31 0,326 9,83
0,50 0,300 11,10 0,297 11,28 0,294 11,55 0,293 11,66
0,55 0,287 12,11 0,285 12,33 0,281 12,66 0,279 12,78
0,60 0,276 13,10 0,273 13,78 0,270 13,75 0,268 13,90
0,65 0,266 14,08 0,263 14,38 0,260 14,84 0,256 15,02
Коэффициент А определяют по значению ри (табл. 9.4): пре-
дельный изгибающий момент
Мпр=АтЬ82а. (9.15)
Условие устойчивости перемычки:
AfnP>Afp. (9.16)
Одна из конструкций деревянных перемычек показана на
рис. 9.3.
Максимальный изгибающий момент для стойки на двух,
опорах,
М = ^~, (9.17)
где q — равномерно распределенная нагрузка, Н/м; I — длина,
стойки, м.
Для стойки с одной промежуточной опорой максимальный:
изгибающий момент
(9.18).
Рис. 9.3. Конструкция деревянной изолирующей перемычки с од-
ной промежуточной опорой и установкой укосин на расстрел
Таблица 9.5
Максимальный пролет для досок, м
Толщина доски, мм Высота перемычки, м
2 2 ,5 3 3,5 4 4,5
40 1,0 0,90 0,82 0,76 0,71 0,67
50 1,26 1,12 1,03 0,95 0,89 0,84
для стойки с двумя промежуточными опорами
= (9.19)
Величина равномерно распределенной нагрузки
9==Р^п. (9.20)
Необходимый момент сопротивления
1^=Л1/оиз, (9.21)
где Оиз — расчетное сопротивление материала стойки на изгиб,
МПа.
Необходимое число стоек на 1 м ширины перемычки
n=W/Wlt (9.22)
где WT— момент сопротивления деревянной стойки (для круга
^ = 0,1 б/3).
Для сооружения деревянных перемычек применяют доски
(см. табл. 9.5).
9.2. ДОЗАКЛАДКА ПУСТОТ
Закладочная смесь подается в наивысшую точку выработан-
ного пространства (рис. 9.4). Способ подачи выбирается по
проекту с учетом горнотехнических условий. Из общего объема
пустот, подлежащего закладке, на дозакладку приходится до
15% объема.
Причины возникновения недозакладки следующие:
несоответствие фактических контуров кровли камер углам
растекания закладки;
недостаточное совершенство методов оперативного учета
и маркшейдерских съемок пустот;
организационно-технические причины.
Дозакладка выработанного пространства производится че-
рез специально проведенные выработки или скважины (рис. 9.5).
Во всех случаях необходимо обеспечить свободный выход возду-
ха из закладываемого пространства.
Рис. 9.4. Схемы подачи закладки в выработанное пространство
Рис. 9.5. Дозакладка камер:
а, б — через специальную закладочную вы-
работку; в — по закладочным скважинам
Рис. 9.6. Принципиальная схема
контроля полноты заполнения пу-
стот:
1—6 — контакты уровнемера и соответству-
ющие им клеммы на замерной станции
Контроль степени заполнения пустот осуществляют визуаль-
но или с применением уровнемеров (рис. 9.6).
Уровнемеры устанавливают в определенных точках у кров-
ли камер. Принцип замера уровня закладки основан на созда-
нии электрической цепи между контактами, погруженными в
твердеющую смесь. По разнице сопротивлений в цепи опреде-
ляют не только уровень закладки в камере, ио и наличие и вы-
соту воды над закладкой.
9.3. УПЛОТНЕНИЕ ЗАКЛАДОЧНОГО МАТЕРИАЛА
В выработанном пространстве уплотнение закладочной смеси
происходит под действием давления, коэффициент усадки
2 -3,5%.
Таблица 9.6
Изменение характеристик закладки от давления
Показатели Давление, МПа
0 0,1 0,2 0.3 0,4
Предел прочности на сжа- тие, МПа 0,61 1,15 1,23 1,24 1,24
Плотность смеси, т/м3 2,03 2,19 2,2 2,2 2,2
Таблица 9.7
Предел прочности твердеющей закладки без нагрузки обжатия
(числитель) и под нагрузкой, МПа ______________
Заполнитель Расход цемеи- та, % Возраст твердения, мес
6 9 12 18
Хвосты 10 4,02/7,69 4,98/8,08 6,54/8,09 6,35/8,11
Ачисайского комбината 15 9,4/11,39 10,36/16,95 11,99/16,28 13,78/16,58
Хвосты 10 1,58/2,48 1,83/2,67 2,16/3,25 2,55/3,3
Джезказганского комбината 15 2,49/2,99 3,32/4,01 3,83/4,43 3,85/4,57
Около 15—20% воды расходуется на гидролиз и гидрата-
цию, часть воды фильтруется в горный массив и выработки, ос-
тальная вода образует водяные, затем газовые поры.
Нижние слои закладочного материала в камере высотой до
40 м и более уплотняются (табл. 9.6, 9.7).
С ростом давления до 0,2 МПа плотность смеси увеличива-
ется в среднем на 10%, а предел прочности — вдвое. Дальней-
шее повышение давления не дает существенного уплотнения
смеси, поэтому прочность ее стабилизируется. Степень сжимае-
мости зависит от крупности заполнителя.
При отработке охранных целиков для сокращения величины
усадки применяют закладку повышенной прочности (плотности),
что позволяет сократить величину сдвижений и деформаций
подрабатываемого массива. Практикуют дозакладку пустот,
образовавшихся в результате уплотнения смеси на первой ста-
дии работ.
9.4. ТЕПЛОВОЙ РЕЖИМ
Гидролиз и гидратация вяжущих сопровождается выделе-
нием тепла, количество которого зависит от минерального со-
става вяжущих (табл. 9.8) и объема искусственного массива.
Таблица 9.8 Тепловыделение вяжущих веществ
Теплота гидра- тации Трехкальцие- вый силикат C3S Двухкальцие- вый силикат C2S Трехкальцие- вый алюми- нат СдА Четырехкаль- циевый алю- моферрит СдАЕ Алюмоферрит AI2O3 F еаОз
1,36 0,12 0,88 0,64
Полная, Дж/г За 3 сут, % от полной 504 75 250 10 882 80 420 20 4604 8541 8558 6399
Теплота гидратации смеси на основе мартеновского шлака ММК
составляет 48 Дж/г, доменного гранулированного шлака —
158 Дж/г, т. е. в три раза выше. Тепловыделение вызывает ра-
зогревание искусственного массива, что оказывает воздействие
на его прочностные свойства.
Для определения теплоты гидратации смесь подвергают
гидратации в течение 28 сут, затем растворяют соляной кисло-
той в калориметре, оборудованном мешалкой и термометром
Бекмана:
qB={t2 — tJK/P, (9.23)
где qB — удельная теплота растворения вещества, Дж/г; Д—
постоянная прибора (Д=451/°С); 6, Д— показания термометра
до и после растворения навески (пробы), °C; Р — масса прока-
ленной навески, г.
Аналогичным способом определяют теплоту растворения не-
гидратированной смеси qi.
Теплота гидратации
— 9в. (9.24)
Разогреванию массива способствует его высокая пористость
(30—40%). Температуру массива измеряют с помощью элект-
рических термометров сопротивления типа ТСН, ТСМ, ТСП
и др.
Наиболее высокая температура (80 °C) зафиксирована
в центре искусственных массивов из доменного гранулирован-
ного шлака в возрасте твердения 10 сут. На открытой площади
верхней части камеры температура материала достигала 30—
35 °C. По данным А. В. Малетина, на рудниках Норильского
ГМ1< максимальный разогрев смеси, содержащей 300 кг цемен-
та, наступает через 10—12 сут и достигает 38—40 °C, затем
в течение 50 сут снижается до нормальной.
Общее количество выделившегося тепла
Q=qnSt, (9.25)
где qn— среднее значение теплового потока; S — открытая пло-
щадь искусственного массива, м2; t — продолжительность теп-
ловыделения, ч. В свою очередь,
9п=(<Д Г9г)/2, (9.26)
где ^1, 92 — интенсивность тепловыделения в исследуемом ин-
тервале времени.
Зависимость температуры закладочного массива объемом более 1 тыс. м3
от возраста твердения
Возраст твердения, сут.......12 3 4 5678910 20
Температура массива, °C . . . . 20 27 37 43 52 58 62 71 80 75 60
Возраст твердения, сут....... 30 40 50 60 70 80 90 100 200 300
Температура массива, °C . . . . 51 46 42 40 37 35 33 30 23 20
Коэффициент объемного теплового расширения
“об = ТГ Т — Та ’ (9.27)
где Vo количество тепла при исходной температуре То', Кт— то
же, при температуре Т.
Средний коэффициент линейного расширения
<9-28>
где L — длина тела при исходной температуре То', ДТ, ДЬ —
приращение длины при повышении температуры.
Для перехода от объемного расширения породы к линейно-
му с некоторой погрешностью можно считать, что
ал = аоб/3. (9.29)
Коэффициент линейного расширения бетона ал=11-10-6 (при
#=20—100 °C), для пород ал= (114-13) • 10~6. В условиях нерав-
номерного охлаждения возникают температурные градиенты,
образуется сеть трещин, повышается общешахтный тепловой
баланс.
Глава 10
НОРМАТИВНАЯ ПРОЧНОСТЬ ЗАКЛАДКИ
10.1. ВЗАИМОДЕЙСТВИЕ ГОРНОГО И ИСКУССТВЕННОГО
МАССИВОВ. ОПРЕДЕЛЕНИЕ НАГРУЗОК НА ЗАКЛАДКУ
Прочность твердеющей закладки называют нормативной,
если возможно безопасное обнажение искусственного массива
горной выработкой требуемых размеров в принятые проектом
сроки. Нормативная прочность всегда увязывается с возрастом
твердения. Динамика набора прочности должна обеспечивать
достижение 85—95% нормативной к моменту обнажения. При
камерных системах разработки сроки набора 3—12 мес, при
слоевых — от нескольких дней до 2—3 нед.
На массив закладки в зависимости от условий применения
воздействуют статические (гравитационные и тектонические)
силы и динамические (от взрывных работ) нагрузки, наклады-
вающиеся на имеющееся статическое поле напряжений. Эле-
менты систем разработки из закладки, искусственные массивы
могут испытывать деформации сжатия, растяжения, сдвига, из-
гиба и «работать» в условиях одноосного, двухосного и объем-
ного напряженных состояний. Для удобства определения и конт-
роля нормативной прочности независимо от характера дефор-
маций искусственного массива ее приводят к пределу прочности
на одноосное сжатие.
Требуемую прочность закладки рассчитывают по одному,
а чаще нескольким факторам; устойчивости вертикального об-
нажения, горизонтальной подработке, допустимым деформациям
закладки, возможности движения по ней оборудования. В каче-
стве нормативной прочности принимают наибольшую из рассчи-
танных.
Массив закладки определенным образом взаимодействует
с окружающими породами, образуя сложную пространственно-
временную систему «закладка — породы». Главные структур-
ные элементы такой системы — породы почвы и кровли, рудный
массив и массив закладки, значительно различающиеся по
свойствам.
Расчет нормативной прочности закладки базируется на зна-
нии напряженно-деформированного состояния природного и
искусственного массивов в зоне очистных работ, характера их
взаимодействия и сводится к решению трех задач: нахождению
нагрузок на массив закладки, определению напряжений в за-
кладочном массиве как составном элементе системы «массив-—
закладка», установлению необходимой прочности материала
несущих элементов, исходя из требуемой степени надежности,
характера напряженного состояния, влияния технологических
факторов.
Нагрузку на искусственный массив, его элементы в зависи-
мости от гипотезы горного давления задают как вес породы
в объеме свода естественного равновесия, слабого прослойка,
столба пород до поверхности или находят через смещения вме-
щающих пород в условиях совместного деформирования горного
и искусственного массивов. Учитывают стадийность выемки,
пространственное положение рассчитываемого элемента из за-
кладки, защитное влияние окружающего горного массива, воз-
можность образования локальных областей пластических де-
формаций в поддерживаемых породах вследствие высокой по-
датливости искусственного массива, трудности заполнения пу-
стот под кровлю. Размеры подработки массива горных пород
при определении нагрузок на несущие опоры из закладки огра-
ничивают пределами призабойной области пониженных напря-
жений в связи с отставанием формирования во времени и про-
странстве зоны опорного давления в закладочном массиве, плав-
ностью оседания подработанных пород.
Стадийная выемка. Механизм взаимодействия элементов
системы и передачи нагрузок с рудных целиков на закладку при
камерных вариантах систем разработки на обширных пологих
и наклонных месторождениях может быть представлен следую-
щим образом. В начальный период (выемка запасов блоков,
панелей) нагрузки от вышележащих пород воспринимаются
междукамерными, панельными рудными целиками и окружаю-
щим массивом через зоны опорного давления (рис. 10.1, с). Ис
кусственные опоры, создаваемые после реализации упругих де
формаций в рудных целиках и зонах опорного давления, на-
гружены собственным весом и весом пород в объеме свода об-
рушения или слоя слабых пород над рудным телом. Роль за-
кладки—- предупреждение откольных явлений на обнажениях
рудных целиков со стороны заложенных камер и повышение их
несущей способности.
В период отработки оставшихся рудных М1Щ в панели,
вследствие значительных различий деформационных свойств
руды и закладки, основными несущими элементами являются
(рис. 10.1,6) рудные панельные (блоковые) целики, находя-
щиеся в окружении искусственных.
По мере увеличения пролета подработки происходит нара-
стание деформаций в рудных и искусственных опорах, оседание
налегающей толщи пород в условиях совместного деформирова-
ния комбинированных целиков. Продольная деформация ком-
бинированного целика (A/ip, A/i3) от сжимающих нагрузок (м):
(101)
где h — высота целика, м; 7 = рп£ — здесь и далее удельный вес
налегающих пород, Н/м3; рп — плотность пород, кг/м3; g — ус-
корение свободного падения, м/с2; Н — глубина разработки, м;
Sn — площадь кровли, поддерживаемая целиком, м2; 8Ц— пло-
щадь поперечного сечения рудного целика, м2; Ер — модуль
пропорциональности для руды, МПа.
Массивы руды и закладки при деформировании проявляют
упруго-вязкие свойства. Описание их поведения под нагрузкой
обычно производят по модулю деформации, т. е. усредненному
значению модуля пропорциональности, соответствующему уров-
ню нагружения, близкому к предельному.
Рис. 10.1. Распределение напряжений в
рудном и искусственном массивах при
стадийной выемке:
а — отработка первичных камер; б — выемка
МКЦ в панелях; в — отработка панельных це-
ликов; 1 — панель; 2 — зона опорного давле-
ния; 3 — панельные целики
Рис. 10.2. График изменения относи-
тельной высоты области растягиваю-
щих напряжений h/L в зоне влияния
очистной выработки в зависимости от
отношения полупролета подработки L
к глубине Н:
2, 3 — вертикальные напряжения при углах
наклона обнажения 0°, 40°, 80°; 4, 5, 6 — гори-
зонтальные напряжения при тех же углах (по
данным ИГД Казахской ССР)
Деформации рудных целиков при высоте 10, 20, 30 и 40 м
после выемки камер первой очереди составили соответственно
2,7; 5,8; 8,1 и 10,8 мм, а камер второй очереди — 6, 12, 18,
24 мм. Вследствие высокой жесткости рудных и податливости
бетонных целиков (Дз 1 Др = 0,14-0,01), трудности заполнения под
кровлю напряжения в искусственных целиках, вызванные сов-
Таблица 10.1
Изменение нагруженности рудных и искусственных целиков
по мере отработки рудных (по данным ИГД Казахской ССР)
№ очереди Модуль деформа- ции закладки, МПа. 102 Коэффициент концентра- ции напряжений рудных целиков по стадиям отработки ^К=Ор^С'1Н Коэффициент концентрации на- пряжений искусственных целиков по стадиям отработки
1-я 2-я 3-я 4-я 1-я 2-я 3-я 4-я 5-я
1 1,6 1,0 1,0 1,0 1,0 — — — — —
2 2,0 1,2 1,27 1,44 1,0 0,014 0,014 0,013 0,003 0,0
1,6 1,13 1,23 1,30 — 0,052 0,157 0,02 0,024 0,2
3 2,0 1,46 1,78 — — 0,017 0,017 0,034 0,052 0,0
1,6 1,35 1,55 .—. — 0,075 о,п 0,252 0,36 0,3
4 2,0 2,1 — — — 0,037 0,037 0,064 0,073 0,0
1,6 1,75 — — — 0,28 0,47 0,52 0,52 0,5
местным деформированием опор, по данным ВНИМИ, состав-
ляют (0,054-0,2) 7//; оставшиеся рудные целики воспринимают
максимальные нагрузки, напряжения в них равны (2,5н-3)у7/.
Результаты исследований распределения нагрузок между руд-
ными и искусственными целиками представлены в табл. 10.1.
Упрочняющее влияние закладки на рудные целики, находя-
щиеся в окружении искусственных, оценивается коэффициен-
том упрочнения /Су, показывающим степень повышения несущей
способности рудных опор [6]:
Лу~
а 2/к
7 Е3\
а + 2/.-/Л (а + 2/к)(1 - рр) -0,6
\________др J____________________________
1 -!- ц, а (1 — |Л3) -I- 2/к (1 — |Х3)
1 -р Рр J ч -j- 2/к
— 0,6
(Ю.2)
где а — ширина рудного целика, м; /к — ширина заложенной ка-
меры, м; Ер, Е3 — модули деформаций массивов руды и заклад-
ки, МПа; р3, gp — коэффициенты Пуассона массивов закладки
и руды (табл. 10.2).
Значения коэффициента упрочнения рудных целиков, найден-
ные по формуле (10.2) при а=/к=15 м и рР=р3 для соотноше-
ний Е3:ЕР, равных 1,0; 0,5; 0,2; 0,1; 0,05; 0,01, соответственно
составят: 3,0; 2,0; 1,45; 1,28; 1,17; 1,05.
Моделированием установлена возможность повышения несу-
щей способности в 1,15—3,04 раза. Наибольший эффект дости-
гается при переходе рудных целиков в предельное и запредель-
ное состояния. При одном и том же виде закладки с увеличе-
нием отношения высоты целика к ширине степень упрочнения
повышается. Неполная закладка (на 2/3 высоты камеры) неза-
Таблица 10.2
Деформационные характеристики массивен закладки и руды
Предприятие Состав закладки Массив закладки Массив руды
Ез- МПа-10-3 в3 Яр, МПа-10-3 Вр
Гайский ГОК Цемент, шлак, песок 0,1—0,97 0,2—0,3 8,9 0,25—0,4
Джезказган- ский ГМК — — — 60—86 0,18—0,25
Шлак, хвосты 0,5—1,0 0,2—0,35 — —
Цемент, шлак, хвосты 10,0 0,2—0,25 — —
Цемент, песок, щебень 20—25 0,16—0,2 — —
Тишинский рудник Шлак, песок 0,9—0,18 0,3 — —
Орловский ГОК Песок, шлак, цемент — — 11—17 0,29
Комсомольский рудник Песок, шлак, цемент, ангидрит 3,0—4,0 0,25 17,0 0,3—0,4
Рудник «Маяк» То же 3,0—4,0 0,25 6,0 0,29
Рудник «Октябрьский» » 3,0—4,0 0,25 3,5—6,3 0,28—0,4
Ачисайский ГОК Цемент, хвосты 0,15—0,2 0,3 30—50 0,3
висимо от ее жесткости не дает существенного повышения ус-
тойчивости.
Выемка панельных целиков, воспринимающих максимальные
нагрузки (ор = ЗчЯ), ведет к нарастанию нагрузки на искусст-
венный массив, деформирующийся совместно с налегающей
толщей пород (рис. 10.1, в). Процесс оседания кровли и обжа-
тия закладки растянут во времени и носит затухающий харак-
тер. Стабилизация напряжений в массиве закладки и достиже-
ние нового равновесного состояния определяется параметрами
ползучести закладки и пород; продолжительность процесса —
несколько месяцев.
В подработанных породах формируется зона растягивающих
напряжений, в которой происходит разупрочнение пород. Раз-
меры зон и интенсивность расслоений являются функцией про-
лета подработки, угла наклона залежи, коэффициента бокового
отпора (рис. 10.2). Влияние подземной выработки распростра-
няется на высоту 1,5 пролета обнажения. Нагрузки от отслоив-
шихся пород суммируются с нагрузками от совместных дефор-
маций и собственного веса.
При небольших размерах пологих и наклонных залежей
в плане (L///<0,2) и отработке их одной-двумя панелями па-
раметры зоны пластических деформаций на стадии отработки
рудных целиков последних очередей находят по гипотезе свода.
Расчет нагрузки сводится к определению высоты свода и веса
пород в объеме зоны обрушения. Высоту свода обрушения оп-
ределяют сравнением растягивающих напряжений в кровле ка-
мер с пределом прочности пород на растяжение (по С. Г. Бо-
рисенко) :
. = / (1,12 —-п) — [<трас]
обр (l,3 + 4,9₽)?Z7 + 4,9[apac]
(10.3)
где г] — коэффициент бокового распора; [орас]—предел проч-
ности пород кровли на растяжение, Па. Формула справедлива
при боковом распоре, равном 0,24-0,3, и отношении глубины
расположения кровли камер к ее пролету, большем двух. Суще-
ствуют методы расчета высоты свода обрушения через угол
сдвижения [60] и крепость пород:
/io6p = 0,25/tg(45 + -f); йо6р = р/2[,
(Ю.4)
где I — минимальный размер подработки, м; <р — угол внутрен-
него трения пород кровли, градус; [= [осж]/100 — крепость по-
род по шкале проф. М. М. Протодьяконова.
Реактивное влияние закладки, снижающее размер области
расслоения пород, из-за ее высокой податливости незначитель-
но и может быть определено зависимостью
fto6p = ^ac(l~^). (10.5)
где /грас — размер зоны растягивающих напряжений (обруше-
ния) при отсутствии давления на контуре, м; о3 — давление
закладки на контуре кровли, МПа; уН — напряжение в нетрону-
том массиве на уровне кровли, МПа.
На крутых месторождениях, разрабатываемых камерными
и слоевыми вариантами систем с твердеющей закладкой, на-
грузки на искусственный массив создаются в основном горизон-
тальными составляющими гравитационного и тектонического
полей, действие которых проявляется в сближении стенок очи-
стного пространства. Закладка вследствие высоких компресси-
онных свойств не оказывает существенного влияния на напря-
женное состояние пород, не изменяет характер распределения
напряжений в окружающем массиве. Рудные целики и горный
массив остаются главными несущими элементами (рис. 10.3).
Разгружающее влияние твердеющей закладки проявляется
только при ее высокой жесткости и значительных пролетах под-
работки (рис. 10.4). Назначение закладки состоит в предупреж-
денил движения разупрочненного массива боков камер и повы-
шении их устойчивости. Количественные значения напряжений
и деформаций в массиве закладки определяются величиной
сближения боков выработанного пространства в условиях упру-
гого или упругопластического деформирования пород зоны раз-
грузки в поле гравитационных и тектонических сил с учетом
реакции искусственного массива, уменьшающего смешение по-
род в сторону очистного пространства (рис. 10.5). Влияние раз-
работки распространяется во вмещающие породы на глубину,
равную 1/4 пролета [59]; по данным [44], величина зоны раз-
грузки
t^)., (10.6)
где Лв, 1В — соответственно высота и ширина выработанного про-
странства, м.
Стадийная выемка характеризуется высокой концентрацией
напряжений в рудных целиках последних очередей отработки,
возможностью динамических форм проявления горного давле-
ния. Это ограничивает область ее применения глубинами, при
которых целики переходят в предельное состояние, т. е.
Кк7/7=[о].
Сплошная выемка. При сплошной выемке в кровле также
образуется зона пониженного давления (разгрузки), а в рудном
массиве — зона повышенного (опорного) давления (рис. 10.6).
По мере увеличения пролета обнажения и заполнения вырабо-
танного пространства закладочными смесями породы кровли
взаимодействуют с массивом закладки, который ведет себя как
податливая крепь, пока не реализует полностью возможность
деформироваться под нагрузкой и не воспримет полный вес
столба пород. Налегающая толща действует подобно плите,
закрепленной одним концом над рудным массивом и опираю-
шейся другим на закладочный массив. Размер зоны разгрузки
пропорционален усадке закладочного материала. Коэффициент
концентрации напряжений в рудном массиве пропорционален
усадке до значений е = 3%. При е^3% смещение налегающей
толщи происходит плавно без разрывов, при е>3% в кровле
происходит расслоение пород. Значения коэффициента кон-
центрации напряжений в рудном массиве определяется проле-
том подработки:
/ L \1,8
7<к=2,1-1,1е_' 80/ , (10.7)
тг _ 0,8/лп+14
— • (10.8)
где е — основание натурального логарифма; L — пролет подра-
Рис. 10.3. Распределение горизон-
тальных нормальных напряжений а
в боковой стенке выработки по
окончании выемки двух смежных по
высоте блоков [59]
Рис. 10.4. График зависимости ко-
эффициента концентрации напряже-
ний в рудных целиках Ор/(у//) от
пролета подработки L при высоте
целиков Лц=25 м:
Рис. 10.6. График ц 'менения коэффициента кон-
центрации напряжений /<к в рудном и закладоч-
ном массивах по сечениям: //—II (а), I—I (б)
Рис. 10.5. Схема к расчету нагрузок на искусственный массив при разра-
ботке крутых месторождений:
1 — зона разгрузки; 2 — очистное пространство
ботки, м; Н— глубина работ, м; 1Л — ширина вынимаемой лен-
ты, м; п — число одновременно отрабатываемых лент.
Натурные измерения на рудниках Норильского ГМК пока-
зали, что максимум опорного давления при пролетах подработ-
ки 30—40 м составил (1,54-
4-1,6)77/ и расположен на рас-
стоянии 5—7 м от границы очи-
стного пространства. Зона опор-
ного давления распространена в
глубь массива на 20—25 м. При
подработке около 100 м опорное
давление достигло 2,67Н, макси-
мум сместился на 15—20 м, ши-
рина зоны составила 50 м. Закла-
дочный массив подвергается дей-
ствию веса только на расстоянии
40—60 м от забоя, в зоне очист-
ных работ он погружен собствен-
Ц5-
г-тТТГГ г-гТГ|Т1 гтттТПГ
' 4 И Ж "ZZ/Z/VU ™ L’TWTV'A’AZIW.УЛ’.У.У.Г.У.УЛ.УЛ'Л]
Н. ь
Рис. 10.7. График изменения ко-
эффициента концентрации напря-
жений в массиве закладки
03/(7//) ПРИ нисходящем порядке
выемки слоев
ным весом и весом технологического оборудования, передвигаю-
щегося по поверхности закладки.
Создание искусственной кровли при нисходящем порядке
выемки слоев как на пологих, так и на крутых месторождениях
также приводит к образованию зоны разгрузки (рис. 10.7). По-
этому массив, обнажаемый в кровле очистной выработки, на
гружен только собственным весом и частично пригружается вы-
0
шележащими слоями; степень пригрузки зависит от относитель-
ной толщины пригружающих и несущего слоев.
10.2. НАПРЯЖЕННОЕ СОСТОЯНИЕ И ОЦЕНКА ПРОЧНОСТИ
ИСКУССТВЕННОГО МАССИВА И ЕГО ЭЛЕМЕНТОВ
Напряженное состояние искусственного массива определяет-
ся вычислением компонентов напряжений и перемещений по
всему массиву или по площади отдельного сечения. Из анали
тических методов механики горных пород наиболее перспектив
ны в связи с развитием вычислительной техники численные
методы, основанные на положениях строительной механики (ме-
тоды конечных элементов, вариационно-разностные) и базирую-
щиеся на энергетических принципах теории упругости. В итоге
получают полный тензор напряжений и перемещений по всему
полю. Для описания механизма передачи нагрузок на рудные
и искусственные целики и определения их напряженного состоя-
ния применяют метод, использующий принцип совместности пе-
ремещений пород кровли и почвы, рудных и искусственных це-
ликов в статически неопределимой системе . Имеются решения
как плоской задачи, так и объемной [2], позволяющие с по
мощью ЭВМ математически моделировать геомеханические
процессы для широкого круга условий.
Общее уравнение для определения напряжений в целиках:
7//) —Х2, .... Xn) = vM), (10.9)
где t=l, 2, 3, ..п — число целиков; щ(—уН)—смешение на
контуре кровли под действием собственной массы; щСХ), Х2,
..Х,:) — смешение на контуре кровли от реактивного действия
целиков; —собственные укорочения целиков.
Для вычисления смещений щ(—у/7) используют решение
Н. И. Мусхелишвили для щелевого выреза:
= !—(-ЙгТ, (ю.Ю)
где L'—половина пролета панели; ц — коэффициент Пуассона;.
Xi-—координата i-й точки смещения кровли; Н — глубина разра-
ботки; Еп— модуль деформаций вмещающих пород.
Смещение Vi(Xi, Х2, ..., Хп) над i-м целиком от воздействия
целиков
VI (Х1г Х3,... , Хп) = -(1~J^)Z/ 2 Xi {4 (1 -xa) arccos [егТ]г +
+ /(1-^)(1-л2;)]-(х- ег) In !Z*E*7^ +
1 -f- у Ai
+ (х+ Ei) In 1±^' ~ — (— %4-Tli) In——
V l + xet+ZXi 1-лщ + Д/£г
(1(Ш>
1 + Xi]i + V Bi J
где gz, тр, x— безразмерные координаты начала, конца и цент-
ра целика в долях 2L';
А=(1—е?)(1—х2), Д=(1 —щ2)(1 — х2). (10.12)
Собственные упругие деформации рудных целиков в усло-
виях плоской деформации
v^i = -ft (1 ~ и2р) ХР; , (10.13)
£ п
где Е'р — модуль деформации рудного целика.
После извлечения запасов первичных камер
описываются системой уравнений вида
щ(—уЯ) —щ(ХР1, Х₽2, ..., Xp„) = Oiz(Xpz).
перемещения
(10.14)
При выемке целиков второй очереди учитывают деформации
рудных целиков к моменту заполнения первичных камер за-
кладкой. Для искусственных целиков первой очереди
щ(—уЯ)-щ(ХРь %р2, ..., Хр„, Х3ь Х32, ..., Х3„) =
= гщ(Х3г-) + щ1-(Х₽юч); (10.15)
для рудных целиков
щ(— тя> —щда, Х₽2.........Х₽„, Х3ь Х32, .... Х3„) =
= Vi,(XpiQ4), (10.16)
где Oi;(Xi оч) — деформации рудных целиков, берутся как сред-
ние двух соседних с искусственным; Vu(Xp)— собственные де-
формации искусственного целика, определяемого при условии
плоской деформации:
(10.17)
р,3 — коэффициент Пуассона закладки; Е3 — модуль деформации
закладочного массива.
Нагрузки на искусственные целики при выемке оставшихся
рудных целиков рассчитывают с учетом деформаций рудных
и искусственных целиков на первой и последующих стадиях от-
работки.
Для целиков первой очереди из закладки
щ(— уЯ) — щ(Х3ь Х32, ..., Х3„) =
= щда) + щдаОч), (10.18)
для второй очереди
щ = (—"уЯ)— щ(Х31, Х32, ..., Х3п) =
= Щ,:(Х31() + Щг(Хрюч) + О1г(Х32оч). ( 10.19)
При решении возможно учесть нелинейную зависимость де-
формационных характеристик закладки от действующего давле-
ния. В работе [2] использованно описание поведения закладоч-
ного массива под нагрузкой уравнением
A(P)=e0/i(l — е)-оз/с°сж], (10.20)
где А (Р) — обжатие закладки, м; о3 — действующее давление,
МПа; во — предельная деформация; h — мощность закладки, м;
[осж] — предел прочности закладки на сжатие, МПа.
Результаты расчетов данным методом хорошо согласуются
с результатами моделирования и натурных замеров [2].
В инженерных расчетах успешно применяют упрощенные
методы, построенные на привлечении специальных гипотез и
предположений. Наибольшее распространение получили методы
сопротивления материалов и зависимости, полученные модели-
рованием. Так, для целиков из закладки обычно не производят
расчета полного тензора напряжений, а ограничиваются опре-
делением нормальных напряжений по опасному сечению в пред-
положении, что целики работают в условиях одноосного сжа-
тия, а напряжения по площади сечения распределены равномер-
но. Фактическую неравномерность распределения напряжений
Рис. 10.8. Схема к расчету нап-
ряженного состояния искусствен-
ной потолочины по теории балок-
стенок
При уменьшении отношения
в целиках учитывают введением
коэффициента запаса прочности.
Тогда нормальные напряжения в
закладке o=P/S3, где Р — на-
грузка на искусственный целик;
И; S3 — площадь сечения цели-
ка, м2.
Для искусственных потолочин
используют метод, основанный
на допущении о подобии меха-
низма деформирования кровли
очистных выработок прогибу
плит, балок-стенок. Теория ба-
лок-стенок может быть успешно
применена в условиях подработки
мощного слоя закладки камерами
нижележащего этажа (рис. 10.8).
h3:1 распределение напряжений
в кровле камер приближается к значениям, найденным по фор-
мулам сопротивления материалов. При h3: Z<0,25 расчет балок
обеспечивает достаточную точность.
После задания нагрузок на искусственный массив или его
элементы и определения их напряженного состояния рассчиты-
вают требуемую прочность закладки решением условия проч-
ности в наиболее опасных сечениях. В общем случае условие
прочности имеет вид
(10.21)
где о — расчетное или приведенное напряжение при сложном
напряженном состоянии, действующее в искусственном масси-
ве; [о]—допустимое напряжение в закладке при простом рас-
тяжении или сжатии.
При наличии ограничений по деформациям подрабатывае-
мых объектов или срокам твердения смесей вводятся дополни-
тельные условия:
ecfel, «[/], (Ю.22)
где е, I, R, t — соответственно ожидаемые значения деформа-
ций сжатия-растяжения, наклона, радиуса кривизны и срока
набора прочности; [si, tn, т, [л — соответственно допусти-
мые значения деформаций сжатия-растяжения, наклона, радиу-
са кривизны согласно Правилам охраны сооружений (см.
гл. 13), срока твердения смеси по организационным и техноло-
гическим требованиям процессов очистной выемки.
При линейном напряженном состоянии решение условия
(10.21) не вызывает затруднений, в случае сложного напряжен-
ного состояния (объемного или плоского) необходимо учитывать
не меньше двух или трех отличных от нуля главных напряже-
ний. При этом опасное состояние зависит не только от величин
главных напряжений, но и от соотношений между ними. Из-за
невозможности экспериментального определения критериев
опасного состояния закладки при сложном нагружении пользу-
ются одной из теорий прочности, на основе которой осуществля-
ют переход от сложного напряженного состояния к эквивалент-
ному одноосному, однако для этого необходимо знание полного
тензора напряжений. При инженерных расчетах ограничиваются
определением одного из главных напряжений. Влияние других
компонентов отражают введением коэффициентов, учитываю-
щих изменение несущей способности искусственного массива
в условиях объемного нагружения: коэффициентов формы [29],
упрочнения [6, 15], контактируемости [15, 32], числа свобод-
ных поверхностей.
Учет технологических факторов, влияние которых не отраже-
но аналитически и в основном проявляется на прочностных ха-
рактеристиках искусственного массива, производят введением
в условие прочности коэффициента запаса. Из решения (10.21)
нормативная прочность закладки:
для целиков
[Онзак]_£^он; {1023)
ЛфЛд
для потолочин
[<VaK] = -^4 (10-24)
где 7(з = Кз1Л^зз/Сз4— коэффициенты запаса прочности, при-
нимаются в пределах 1,5—3,0; TGi— учитывает непостоянство
прочностных свойств (1,25—1,3); Кз г — отрицательное влияние
взрывных работ (1—1,2); /(3 3 — увеличение прочности заклад-
ки в шахтных условиях (0,7—0,8); Кз 4 — увеличение глубины
разработки, отклонение фактических параметров от проектных
(1,0—1,1); /(ф — коэффициент формы, учитывающий влияние
геометрических размеров целика на его несущую способность,
Яф=]/~^ приа>йц; (10.25)
Кф = 0,6-|-0,4-^- при «<йц, (10.26)
где a, hK — соответственно ширина и высота целика, м.
a/h^................ 0,2 0,4 0,6 0,8 1,0 1,2 1,4 1 6
Кф.................. 0,68 0,76 0,84 0,92 1,0 1,09 1,18 1,26
a/h....................... 1,8 2,0 2,2 2,4 2,6 2,8 3,0
Кф........................ 1,34 1,41 1,48 1,55 1,61 1,67 1,73
Ku — коэффициент длительной прочности, учитывающий время
стояния обнажения. При кратковременном обнажении искусст-
венного массива (до 1 года) /Сд=1, при больших сроках 7(д =
= 0,54-0,7; jKKoh — коэффициент контактируемости, учитывающий
влияние полноты контакта породного массива и искусственных
опор на их несущую способность, Дкон=0,754-0,8. Рекомендует-
ся для пологих месторождений. Исходя из стохастической при-
роды распределения нагрузок на целики и свойств естественно-
го и искусственного массивов, коэффициент запаса прочности
находят с помощью вероятностно-статистических методов; он
представляется в виде случайной величины, плотность распре-
деления которой зависит от законов распределения прочности
и действующих нагрузок:
7G = F([o], oi, о3). (10.27)
Если распределения прочности и нагрузок подчиняются нор-
мальному закону, то коэффициент запаса прочности предлагает-
ся рассчитывать по методу А. Р. Ржаницына, позволяющему на-
ходить его с требуемым уровнем надежности;
1 -!- V А2 (Д2[0] + Д2Р) - Л2Л2[О]Л%
1-ДМ2р
где АР, Ац] — изменчивость нагрузки и прочности; А —характе-
ристика безопасности; Ф(Д) = 1—v — функция Лапласа, по ко-
торой рассчитывается характеристика безопасности; v — вероят-
ность разрушения; v=l—рь Pi — уровень надежности.
Использование данного метода требует получения достовер-
ной информации о вариации свойств искусственного массива
и нагрузок на него в пространстве и во времени.
(10.28)
10.3. НОРМАТИВНАЯ ПРОЧНОСТЬ ЗАКЛАДКИ
ПРИ КАМЕРНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
Нормативная прочность закладки на стадии выемки запасов
блока под защитой рудных целиков (первая стадия, рис. 10.9, а)
[33]
ав1зак = ^^. (10.29)
АфЛд
где С1зак — напряжение в искусственном массиве, МПа,
О13ак= + 10_6?Л> (10.30)
где 'уп, 7з — удельный вес соответственно пригружающих пород
и закладки, Н/м3; 77ПР —высота пригружающей толщи, м; SKP,
S3 — площадь соответственно кровли, приходящаяся на искусст-
Рис. 10.9. Схема к расчету нормативной прочности закладки при выемке
через два целика на стадиях отработки запасов камер и МКЦ (а, б) и па-
нельных целиков (в):
1 — панельный целик; 2 — МКЦ; I, II, III, IV—последовательность отработки запасов
панели
венную опору, и поперечного сечения целика, м2; йц —высота
искусственного целика, м; /ф, — коэффициент, учитывающий
влияние угла наклона залежи на величину нагрузки,
Ka=cos2a — T]sin2a, (10.31)
а—-угол наклона рудного тела, градус; ц=ог/ов (ог— горизон-
тальная, ов — вертикальная составляющие поля напряжений
в нетронутом массиве, МПа).
В тектонически спокойном районе ц = ~1 —коэффициент
бокового распора, обычно он равен 0,4—0,6; ц— коэффициент
Пуассона пород кровли.
В тектонически активном районе необходимо эксперимен-
тальное определение напряжений ог и ов. Коэффициент влияния
угла залегания залежи Ка для ц = 0,25:
угол наклона залежи а,
градус 0 10 20 30 40 50 60 70 80
Т’Са............. 1,0 0,97 0,92 0,83 0,72 0,61 0,5 0,41 0,35
При наклонном залегании рудного тела продольная ось це-
ликов, располагаемых по простиранию, должна быть отклонена
от нормали к напластованию в направлении восстания на
угол р [21]:
угол наклона залежи «, градус . . 0 10 20 30 40 >40
угол отклонения оси целика р, градус 0 5 10 14 17 Целики следует
располагать по вос-
станию
Величину напряжений в искусственных целиках, находящих-
ся в окружении рудных, на последующих стадиях отработки
блока рассчитывают, используя принцип совместности деформа-
ций комбинированных опор. При п очередях отработки запасов
блока (участка) и выемке целиков i-й очереди (рис. 10.9,6)
0 зак= КаТпЯ5кр£з 1()-6h
10»5р(„-0Ер 4
(10.32)
где Н — глубина расположения кровли камеры от поверхности,
м; Sp(n-i)—площадь поперечного сечения рудного целика на
соответствующей стадии отработки, м2; £р; Е3 — модули дефор-
маций соответственно руды и закладки (см. табл. 10.2).
С учетом деформаций рудных целиков до подачи закладки
а зак = 1<ауНЕ3
1 10«£р
^_(1_2(лр)]+10ЛЛ-
(10.33)
В случае передачи части нагрузок на искусственные целики
(по данным Унипромедь)
GiaaK =--- KayHSKP _ + j 0-6у д, (j 0 34)
10е Ss + 0,77Sp-/-
\ /
где S3, Sp — площади целиков соответственно искусственного и
рудного, м2; рР— коэффициент Пуассона массива руды.
На стадии выемки блоковых (панельных) целиков норматив-
ная прочность (вторая стадия, рис. 10.9, в) составит
Он2зак=-^^, (Ю.35)
ЛфЛд
где о2зак~ ----напряжение в целиках из закладки,
10®Е3
МПа; Дн— коэффициент, учитывающий степень нагружения
искусственного массива налетающими породами; L„, L3 — шири-
на соответственно панели (блока) и искусственного целика, м.
Для неисследованных условий Лн = 0,5< 1; если камеры
между искусственными целиками не заполнены, то Кн=-^- < 1»
где L — пролет подработки, м.
Для камерно-целиковых систем разработки при высоте об-
нажений <Z5 м нормативная прочность твердеющей закладки
составит (МПа): 1,0; 5—10—1,5; 10—15—2,0; 15—20—3,0; 20—
20—3,5; 30—40—4,5; >40—5,0.
При небольших размерах залежей в плане (£:Д<0,2) и от-
работке их одной или двумя панелями нагрузки находят по ги-
потезе свода, тогда
Рис. 10.10. Схема к расчету нагру-
зок на искусственные целики по ги-
потезе свода для горизонтальных
(а) и наклонных месторождений (б)
О
Рис. 10.11. График зависимости вы-
соты обнажения h от величины при-
грузки Лв:
1 — <ТС1К=3 МПа; 2— 2 МПа
°““-Twj + 1(r'TA- (Ю.36)
где Ц — пролет подработки по простиранию залежи, м; а3 —
ширина целиков из закладки, м; q — вес пород свода давления
на единицу длины по простиранию, Н.
Для горизонтальнозалегающих месторождений (рис. 10.10, а)
’ (Ю.37)
наклоннозалегающих (рис. 10.10,6)
+ (10.38)
где ф1= +-у-)—0,5а; — угол сдвижения пород, градус;
h'2 — разность отметок верхней и нижней границ залежи, м.
При известной прочности массива закладки, пригруженного
налегающими породами, устойчивая высота обнажения соста-
вит [22]
а — ф I 2С sin а -1- 2уп//пр sin % Г . а + ф а + ф I sin g — cos 2 tg Ф
а — ф I МТз sin g Г . а + <р а + ф , sin — cos 2 tg ф
(10.39)
где С — сцепление, Па; а — угол наклона обнажения, градус;
ср — угол внутреннего трения закладки, градус; Нпр— высота
пригружающей толщи пород или закладки, м. Зависимость вы-
соты обнажения от пригрузки при различной прочности заклад-
ки (если С=0,2осж, ср=20°; 7<3=2,5) приведена на рис. 10.11.
Нормативная прочность закладки при разработке крутых за-
лежей средней мощности на стадии выемки рудных целиков
последней очереди
/<«сг2закМ
z-r ЗЯК----
UH2 —
(10.40)
Согласно [44], напряжения в искусственном целике созда-
ются весом пород зоны разгрузки и равны
р 3ак=.2Тп62раз£з—. 10 «• mcos60°, (10.41)
2 10«тЕп 3 х
где /1раз — зона разгрузки; т— мощность залежи, м; Е3, Еп —
модули деформаций соответственно закладки и вмещающих
пород, МПа.
Напряжения в массиве закладки из условий его совместной
деформации с породами зоны разгрузки
„ зак _ ДУп^разМ
°2 106 [EDm + £3йраз]
где г) — коэффициент бокового отпора; hpa3 — величина
разгрузки (см. рис. 10.5), м,
(10.42)
зоны
(10.43)
^ = 4-tg (46-1).
При наличии данных о горизонтальной составляющей реаль-
ного поля напряжений в массиве гравитационная (т|у/7) заме-
няется на фактическую с учетом направления ее действия от-
носительно выработанного пространства.
Необходимая прочность закладки на растяжение по усло-
вию отсутствия разрушений на контуре при горизонтальной
подработке искусственного массива камерами нижележащего
этажа
пзак_.5к3аК/<з
РЗС Яд
(10.44)
где окзак—-напряжения на кон-
туре искусственной потолочи-
ны, МПа.
Напряжения на контуре гори-
зонтального обнажения искусст-
венного массива при камерных
системах по результатам моде-
лирования при a:/i3<0,85 (рис.
10.12) рассчитывают так:
окзак= 10 673/inp(0,95— е~°'12я);
(10.45)
Рис. 10.12. Схема к расчету нап-
ряжений на контуре обнажения
искусственного массива при ка-
мерных системах разработки
при а: Л3>0,85
окзак=0,63-10 fiY3/inPe('''54",
(10.46)
где а — пролет камеры, м; у3— удельный вес закладки, Н/м3;
йпр — приведенная высота слоя нагрузки, м; е — основание нату-
рального логарифма.
Приведенная высота слоя нагрузки при наличии пригружаю-
щего слоя пород высотой Нпр составит
, _ Рп^ пр + Рз^з
пр_ Рз
(10.47)
где рп, рз — плотность соответственно пород и закладки, кг/м3;
Л3 — высота слоя закладки, м.
Если форма кровли отличается от плоской, то напряжения
на контуре в центре пролета при высоте свода hCB составят
/ h \2,2
^СЕ = окза«-2,3.10-6 4^- уЛр. (10.48)
Нормативная прочность закладки на сжатие находится по
формуле Ферэ:
онзак = 2,5/ (озакрас)3. (10.49)
Результаты расчета по зависимости (10.45), если йпр = 50 м,
р3 = 2000 кг/м3; Кз = 1,5, 7<д=1,0, приведены в табл. 10.3.
При наличии в нижней части камеры несущего слоя кон-
кретной толщины нормативную прочность закладки на изгиб
при подработке рассчитывают по зависимости [44]
/\3
°ИЗ= 4- 10%слЯ<Лоп
(10.50)
где Ьэк — эквивалентный пролет подработки искусственного мас-
сива, м; /гсл — толщина нижнего слоя твердеющей закладки
Таблица 10.3
Нормативная прочность закладки
при горизонтальной подработке
искусственного массива
Пролет подра- ботки, м Напряже- ние на контуре, МПа Нормативная проч- ность, МПа
на растя- жение на сжатие
5 0,4 0,7 1,5
10 0,67 1,0 2,5
15 0,78 1,17 3,2
20 0,84 1,26 3,5
25 0,9 1,35 3,9
Таблица 10.4
Зависимость нормативной
прочности закладки на изгиб
от эквивалентного пролета
подработки
Чк-М оиз (МПа) при различ- ной hCJI, м
лсЛ=6
5 0,09 0,06 0,45
10 0,39 0,26 0,19
15 0,88 0,59 0,44
20 1,56 1,04 0,78
25 2,44 1,62 1,22
30 3,51 2,34 1,75
(принимается 4—6 м); Коп— коэффициент, учитывающий ха-
рактер опоры вторичных камер (Коп=0,8); Кс — коэффициент,
учитывающий воздействие взрывов (Кс=0,8) (табл. 10.4).
10.4. НОРМАТИВНАЯ ПРОЧНОСТЬ ЗАКЛАДКИ
ПРИ СПЛОШНЫХ СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ
В процессе сплошной выемки искусственный массив в при-
забойной зоне обнажается очистными выработками сбоку (ка-
мерные системы разработки), сбоку и сверху (восходящая слое-
вая выемка), сбоку и снизу (нисходящая выемка) (рис. 10.13).
Нагрузки на искусственный массив создаются собственным ве-
сом и деформирующимися вмещающими породами. Пригрузка
породами пропорциональна сближению почвы и кровли при
подвигании забоя.
Камерная и восходящая слоевая выемка. Нормативная проч-
ность закладки зависит от устойчивости вертикального обнаже-
ния искусственного массива смежной ленты:
сг зак —
ин
£3А/г
ю-” J
К3,
(10.51)
где Дй— уменьшение высоты выработанного пространства у ис-
кусственной стенки очистной выработки при подвигании забоя
на шаг закладки, м.
На рудных месторождениях с прочными неслоистыми поро-
дами перемещения кровли не превышают 20 мм. Основную роль
в формировании напряжении в стенке играет собственный вес
закладки. Прочность закладки при сплошной выемке [33]:
высота вертикальных об- 5 5—10 10—15 15—20 20—30 30—40 >40
нажений, м .
прочность закладки,МПа 1,0 1,0 1,5 1,5 2,0 2,5 2,5
Рис. 10.13. Схема сплошной выемки
системах разработки
при камерных (а) и слоевых (б, в)
Для снижения потерь руды в почве слоя верхняя часть за-
кладки упрочняется. Прочность покрытия зависит от типа и ве-
са машин, размеров колес, давления воздуха в шинах, формы
и вида протектора, а также усилия черпания при разгруз-
ке [50]:
«,,= , (10.52)
Овд
где F — усилие, приходящееся на одно колесо, Н; q— нагрузка
на колесо машины, Н; $вд—площадь вдавливания колеса, м2,
<7=O,7QrP; 5вд = 0,55сЛ, (10.53)
<2гР-—вес машины в нагруженном состоянии, Н; $сл-—площадь
следа колеса (принимается равной площади круга с диаметром,
равным диаметру шины), м2.
Минимально допустимая толщина покрытия
6Л-1
6тЧоЧнз
(10.54)
где ЛГ-—максимальный изгибающий момент, Н-м; b — ширина
упругого основания, соответствующая ширине следа колеса, м;
т — коэффициент, характеризующий условия работы покрытия
(принимается 0,8—1,0); т]о — коэффициент однородности закла-
дочного массива (т]о = 0,6—0,8); оизрас — предел прочности ма-
териала покрытия на растяжение при изгибе (оизрас = 0,06—
0,11-Осж), МПа. При толщине покрытия 0,5 м необходимая
прочность закладки для применяемых типов ПДМ на момент
заезда составляет (МПа): ПД-5 (СТ-2Б) —0,7; ПД-8 (СТ 5А) —
1,0; ПД-12—1,5 [56]. Зависимость толщины упрочненного слоя
закладки от прочности:
hn, см................ 20 30 40 50
ои, МПа . . 10,0 4,5 2,5 1,2
Прочность остальной части заложенного слоя ^0,3—0,6 МПа.
В случае последующей подработки искусственного массива
прочность закладки нижнего слоя должна соответствовать тре-
бованиям нисходящей выемки.
Нисходящая слоевая выемка. Прочность закладки, обеспечи-
вающая устойчивость вертикального обнажения искусственного
Рис. 10.14. Схемы взаимного расположения очистных выработок в смежных
слоях при нисходящей выемке:
а — осн очистных выработок взаимно перпендикулярны; б — оси параллельны, но сме-
щены наполовину; в — соосное расположение очистных выработок
массива» рассчитывается так же, как и при восходящей слоевой
выемке (по формуле 10.51). Все конструкции из закладки,
создаваемые в кровле выработок, приводятся к следующим ос-
новным схемам (рис. 10.14) [29]. Устойчивость слоистой толщи
закладки зависит от несущей способности нижнего слоя, нагру-
женного собственным весом и частью веса вышележащих слоев,
распределенных равномерно. Закрепляющая нагрузка на опо-
рах не учитывается при расстояниях между очистными выработ-
ками в смежных слоях меньше 40 м.
Для схемы рис. 10.14, а при коэффициенте запаса прочности
Кз = 3 допустимый предел прочности закладки на растяжение
оЯЯК. (1 + Хп)7з?2
₽ас 2-10%
для схемы рис. 10.14,6
рзак = 3(l + Xn)T3Z2 (J0 56)
рас 4.10%н ' v 7
где Кп— коэффициент пригрузки на несущий слой, принимает-
ся по рис. 10.15; /гн—толщина нижнего слоя, м.
Для перехода к пределу прочности на сжатие рекомендуется
пользоваться формулой (10.49).
Для схемы 10.14, б допустимый предел прочности на сжатие
проверяется в результате решения условия устойчивости шар-
нирной системы по Г. Н. Кузнецову
оГ = /<(1±5п)7з/уз , (1057)
3-ЮСЛ„(1 +е-г—)
где Кие — безразмерные коэффициенты, равные соответст-
венно 0,95 и 0,04.
Рис. 10.15. График зависимости ко-
эффициентов пригрузки на несущий
слой со стороны вышележащих сло-
ев Кп от относительной толщины
пригружающих слоев Uit/h^ при
tg <р=0,55:
1 — пригрузка, равна полному весу столба
вышележащих слоев; 2— ^ihJh^G.25; 3 —
0,5; 4—1,0
и 5 Ю /,м
Рис. 10.16. График зависимости проч-
ности закладки о от ширины очист-
ной выработки Z, м, при различной
толщине нижнего слоя Лн, м:
V3=20 кН/м3; Кп=1; 1 — 5н=0,2; 2 — 0,4;
3 — 0,6; 4 — 0,8; 5—1,0; 6—1,2; 7 — 1,5
Результаты расчета нормативной прочности закладки по
формулам (10.55) и (10.56) при Лп=1, /=8 м, р3=2000 кг/м3
приведены в табл. 10.5.
Все типы искусственной кровли с достаточной для практики
точностью можно привести к одной схеме—балка-полоска, за-
щемленная на двух опорах (защемление не абсолютно жесткое,
деформирование упруго-пластическое) (рис. 10.16). С учетом
коэффициента запаса прочности Лз = 3 и соотношения оИз =
= 0,4осж нормативная прочность составит [35]
азак = 2 8 ,.^2 (1 + Хп) . . (! о 58)
н 10%;
По технологическим причинам не всегда можно обеспечить
толщину несущего слоя с приемлемой для практики прочностью
закладки в нем (обычно =С6—8 МПа). Повысить несущую спо-
собность нижних слоев можно в результате применения верти-
кальной (по типу анкерной крепи) или горизонтальной (поло-
совое железо, сетка, арматура) армировки.
Во всех случаях, когда к разным частям массива предъяв-
ляются различные требования по прочности, необходимо при-
менять разнопрочную закладку. Для несущей пачки слоев проч-
ность устанавливают по устойчивости горизонтального обнаже-
Таблица 10.5
Нормативная прочность твердеющей закладки
при искусственной кровле, МПа
Толщина нижнего слоя hK, м Схема «а» Схема «в»
зак G рас зак <Гн зак °рас зак
0,5 2,56 3,25 3,84 5,17
1,0 1,64 1,68 1,92 21,0
1,5 0,85 6,2 1,28 11,5
2,0 0,64 4,0 0,96 7,4
2,5 0,51 2,9 0,77 5,3
3,0 0,43 2,3 0,64 4,0
ния в кровле, а для вышележащей части закладки — по устой-
чивости вертикального обнажения. Прочность этой части за-
кладочного массива определяют [29] так:
(10.59)
где oi — прочность твердеющей закладки несущих слоев на мо-
мент обнажения закладки очистной выработкой, МПа; оср — ус-
редненная прочность с учетом всей высоты обнажения (норма-
тивная прочность), МПа; h/h2— отношение всей высоты обна-
жения к высоте слоя «малопрочной закладки».
10.5. НОРМАТИВНАЯ ПРОЧНОСТЬ ЗАКЛАДКИ ПО УСЛОВИЮ
ДОПУСКАЕМЫХ ДЕФОРМАЦИЙ
При выемке полезного ископаемого под охраняемыми объек-
тами нормируют не только прочность по устойчивости обнаже-
ния, но и компрессионные свойства твердеющей закладки, кото-
рые определяют величину смещений налегающих пород. Для
обоснования требуемых компрессионных свойств закладки за-
дают в зависимости от важности и типа объекта величину до-
пустимой деформации массива пород. Затем методами теории
сдвижения находят допустимые деформации и коэффициент
компрессии искусственного массива. По этим данным подбира-
ют закладку с необходимыми характеристиками. Нормативная
прочность закладки по фактору допустимых деформаций
' (10.60)
Дц
где Кш — коэффициент, учитывающий неоднородность состава
и упрочнение в шахтных условиях (7<ш=0,84-1,0); оу — проч-
ность закладки в условиях кратковременного всестороннего на-
гружения (условно-мгновенная), обеспечивающая требуемые-
значения деформаций при данном уровне нагрузки, МПа;
/Сд — коэффициент длительной прочности;
оу = 7<а—’ _3- , (10.61>
У езак
' доп
где jKo — коэффициент, учитывающий характер напряженного-
состояния закладки (при заполнении выработанного простран-
ства между искусственными целиками твердеющей смесью
7С=0,65, гидравлической закладкой — 7<о=0,75, породой — М=
=0,8, оставлено открытым — Ка= 1,0); о3 — напряжение в ис-
кусственном массиве, МПа; едопзак — допустимые относительные-
деформации массива закладки, %.
Напряжение в искусственном массиве от действия налегаю-
щих пород
о3 = КаКнупН, (10.62)
где К.а — коэффициент влияния на нагрузку угла наклона зале-
жи; находится по зависимости (10.31); М— коэффициент влия-
ния на нагрузку соотношения геометрических размеров выра-
ботанного пространства Lmin к глубине разработки Н:
Lmin .... 0,1 0,2 0,3 0,4 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1,0
.............. 0,61 0,73 0,79 0,85 0,88 0,91 0,93 0,95 0,97 1,0
Допустимые деформации закладки
ЕГп = (д - Д1-Дз) -’ (10’63>
где Д — полное допустимое смещение пород кровли, м; Д1 —
упругие смещения пород кровли, м; Дг — смещение пород кров-
ли за счет недозакладки, м; h3 — высота заложенного простран-
ства по направлению действия максимального значения состав-
ляющей поля напряжений в массиве закладки, м.
Деформации Д1 рассчитывают по зависимости Н. И. Мусхе-
лишвили:
Л. = ДС, 2(1-Р2п)7^ (10.64)-
Еа
где цп — коэффициент Пуассона налегающих пород; Еп — мо-
дуль упругости пород, МПа; Ra — коэффициент, учитывающий
соотношение размеров подработки, Да=—0,118а2 — 0,245 а+1,.
где а — отношение короткой стороны подработки к длинной;
е= —----безразмерная координата точки; 2L — пролет подра-
ботки, м; х — координата точки, м. Смещение пород кровли за
счет недозакладки для пологих месторождений при камерных.
°° Характеристика рудников, разрабатывающих месторождения с твердеющей
закладкой выработанного пространства [26}
Предприятие Характеристика месторождения Система разработки Назначение закладки Норматив- ная проч- ность заклад- ки, МПа
мощность, м угол залега- ния, градус
Лениногорский полиме- таллический комбинат: Риддерский рудник Тишинский рудник 3—15 3—70 30—55 75—90 Камерная с закладкой, горизонтальные слои с закладкой Сохранение бортов карьера, ство- лов шахт, обеспечение высокой полноты выемки, предупреждение возгорания руд 6—8 6—12
Зыряновский свинцовый комбинат 2—25 60—75 Камерная с закладкой, горизонтальные слои с закладкой Одновременная разработка от- крытым и подземным способами, сохранение водоносного горизон- та 4—5
Текелийский свинцово- цннковый 50—70 65—80 Подэтажно-камерная с закладкой Сохранение поверхности, преду- преждение возгорания руд 4—G
Жезкентский ГОК 10—75 30—80 Горизонтальные слои с закладкой, нисходящие слои с закладкой Обеспечение высокой полноты выемки, предупреждение возго- рания руд 4—5
Ачисайский полиметал- лический комбинат 1,5-10 10-35 Камерная С закладкой Сниженпе потерь руды 1,5—2,0
Джезказганский ГМК 3—18 0—10 Камерная с закладкой Снижение потерь руды 4—5
Гайский ГОК 10-15 50—85 Камерная с закладкой Сохранение бортов карьера, сни- жение потерь руды 4—5
Производственное объ- единение «Севуралбок- ситруда» 10—20 20—35 Камерная с закладкой Сохранение водоносного горизон- та 5—7
Запорожский металлур- гический комбинат 60—100 65—70 Камерная с закладкой Снижение потерь руды, сохране- ние водоносного горизонта 10
системах разработки Д2 = 0,24-0,3 м, при слоевых Д2 = 0,054-
4-0,1 м, для крутых Д2 = 0. Полное допустимое смещение пород
кровли определяют по методике — см. 13.3. Полученные значе-
ния прочности закладки по допускаемым деформациям сравни-
вают с прочностью по устойчивости обнажений и в качестве
нормативной принимают большую по абсолютной величине.
Характеристика рудников, разрабатывающих месторождения
с закладкой, приведена в табл. 10.6.
УСТОЙЧИВОСТЬ искусственных целиков
И ПОТОЛОЧИН КАМЕР ПРИ СТАТИКО-
ДИНАМИЧЕСКОМ НАГРУЖЕНИИ
11.1. ФОРМИРОВАНИЕ И РАСПРОСТРАНЕНИЕ
ДИНАМИЧЕСКОГО ПОЛЯ НАПРЯЖЕНИЙ
Радиальное напряжение в зоне упругих колебаний описы-
ваегся зависимостью вида
Or=U,p-* * * * v, (11.1)
где /?np=/?/3]/Q — приведенное расстояние, м-кг~1/3; /? — рас-
стояние от заряда до точки наблюдения, м, Q — масса заряда
ВВ, кг; Кв — коэффициент, учитывающий свойства среды и ВВ;
v — показатель затухания интенсивности напряжений с удале-
нием от очага излучения.
Исходя из предположения, что распространяющиеся в гор-
ном массиве упругие колебания при сферической симметрии
в любой точке эквипотенциальной поверхности вызывают ско-
рости смещения, пропорциональные модулю всестороннего сжа-
тия и энергии взрыва, а также научного обобщения исследова-
ний, для прогнозирования максимальных напряжений в сейсмо-
волнах от сосредоточенных зарядов получены следующие зави-
симости:
Кв= 10 41 /9р2(Зо2Р — 4o2s)pbbCbb] 1/3,
v = 2,2/?np^05,
(11.2)
(11.3)
где 10-3 — численный коэффициент, обеспечивающий получение
размерности ог в МПа; р, рвв—плотность среды и ВВ, т/м3;
1'р, vs—скорость распространения волны, соответственно про-
дольной и поперечной, м/с; евв — коэффициент работоспособ-
ности В В.
В общем виде для скважинного заряда зависимость (11.1)
может быть выражена формулой
о = ^К„7?пр-'-, или o=^Q^7?-v; (11.4)
/С/ = (1 + 0,016/3/б/з)-1£»М, (Н.5)
где 13 — длина заряда, м; D — скорость детонации заряда, м/с;
d3— диаметр заряда, м.
Анализ зависимости (И.4) показывает, что на фиксирован-
ных расстояниях для определенных сред и ВВ максимальное
напряжение остается постоянным при определенной относитель
ной длине скважинного заряда (l3/d3).
Зная закономерность изменения напряжений с расстоянием
от одиночного скважинного заряда (11.4) и сделав допущение,
что максимальные значения напряжения в точке (см.
рис. 11.3) будут находиться в одной фазе в период нарастания
давления на фронте волны, общее напряжение от ряда зарядов
можно рассчитать по формуле
„^(Лхг-т). <116>
где /СОх=-^-;а — расстояние между скважинами, м; А — ко-
V 3
личество скважин в ряду.
Сравнение расчетных прогнозируемых значений напряжений
на различных расстояниях R от зарядов и для различных сред
(каменная соль, диабазы, диабазовые порфириты, туф смешан-
ного состава, сплошной медный колчедан с борнитом, сплошной
медный колчедан и др.) по зависимости (11.6) с эксперимен-
тальными данными показало, что расчетные значения напряже-
ний на 15—25% превышают экспериментальные. Это говорит
о том, что зависимость (11.6) с достаточной точностью можно
использовать при прогнозных расчетах целиков и потолочин на
сейсмоустойчивость.
При взрывании нескольких слоев в камере без замедлений
на определенном расстоянии R в точке С (рис. 11.1) напряжение
от соседних зарядов становится равным напряжениям в точ-
ках Ci и фронт волны в мысленно вырезанном слое превращает-
ся в плоский. Это расстояние определяют так:
/? = 0,5M22/W)_ 1]-о,5 (цу)
Оно зависит от показателя затухания сейсмоволн при взрыве
одиночного заряда и всегда меньше W (л. н. с.), так, при v=3
R = 0,78 W, а при v=2,3 R = 0,68 W.
Во избежание разрушения закладочного материала при от-
бойке руды в камерах между искусственными целиками бли-
жайшую к закладке скважину при параллельном расположении
Рис. 11.1. Схема к расчету R
следует бурить на расстоянии У? от
границы руда — закладка. При ве-
ерном расположении скважин их
необходимо недобуривать на это
же расстояние. В камерах со сторо-
ны искусственного массива будет
оставаться рудная нарушенная
взрывом корка, которая обрушается
следующими массовыми взрывами.
Это подтверждено практикой на
Гайском подземном руднике, где
технологией очистных работ предус-
мотрено оставление на контакте с
закладкой предохранительного слоя
руды толщиной 1,0—1,5 м в целях
предотвращения разрушения искусственного целика во время
взрыва.
Волна напряжений в рудном массиве на границе руда — за-
кладка частично отражается, частично проходит в закладочный
массив.
Напряжение на поверхности раздела в проходящей волне
охпр=Кпрох,
(11.8)
где Ох, Охпр — соответственно напряжения в плоскости раздела
в падающей и проходящей волнах, МПа; ЛпР— коэффициент
преломления, доли единиц,
д- 2рзУр,з
п₽ Рр^р.р + Рз^р.з ’
(11.9)
где Ор. р, Ор. з — соответственно скорости распространения про-
дольных волн в руде и закладке, м/с; рр, р3 — соответственно
плотность руды и закладки, т/м3.
Закономерность снижения интенсивности напряжения в твер-
деющей закладке с расстоянием описывается взаимосвязью
<JxnPRV3
(R+R3)v3 ’
(11.10)
где R— расстояние от ближайшего заряда до границы руда —
закладка, м; v3 — степень затухания напряжений в закладке
без учета горного давления (v3=l,5, принято на основании
обобщения экспериментальных данных); R3 — расстояние от
границы руда — закладка до точки наблюдения в искусствен-
ном массиве.
11.2. УПРАВЛЕНИЕ ИНТЕНСИВНОСТЬЮ ВОЛН НАПРЯЖЕНИЙ
В практике буровзрывных работ для улучшения качества
дробления руд и пород широкое распространение получили за-
ряды ВВ с воздушными промежутками и короткозамедленное
взрывание, которые используют и для управления интенсив-
ностью напряжений в сейсмоволнах от массовых взрывов.
В диапазоне приведенных расстояний до 40 м-кг-1/3 проис-
ходит снижение сейсмоэффекта. Эти изменения через относи-
тельные коэффициенты аппроксимируются формулами
Kv = —=14-1,5и—1,7/г2; (11.11)
= -Д = 14-1,6и—1,7п2, (11.12)
сп /<ап 1 4
где п = Уп/Уз — относительный объем воздушного промежутка
в пределах 0—0,4; Кп, V3 — соответственно объемы воздушного
промежутка и заряда, м3.
Относительные коэффициенты 7Сп и Квп дают возможность
количественно оценить изменение напряжений в сейсмоволнах
при их прогнозе от взрывов зарядов с воздушными промежут-
ками.
Снижение интенсивности сейсмоколебаний следует оце-
нивать по коэффициенту снижения сейсмичности: K3 = vK3. в/
^мгн. в= Окз. в/омгн. в, где с/кз. в, Окз. в соответственно скорость
смещения и напряжение при короткозамедленном взрывании,
м/с, МПа; уМгн. в, оМГн. в — то же, при мгновенном взрывании,
м/с, МПа.
Показатель степени затухания при короткозамедленном
взрывании, так же как и при мгновенном, остается постоянным.
Коэффициент снижения сейсмичности изменяется в виде за-
тухающей синусоиды с определенным декрементом затухания:
К3 = е’1/г<<+пзг> sin (orf 4- <р), (11.13)
где X — логарифмический декремент затухания; Т — период ко-
лебаний в главной фазе, с; <р — начальный угол в момент до-
стижения максимальной скорости, градус; со — круговая часто-
та, Гц; т — интервал замедления, мс; п3— число замедлителей;
t — время от начала колебаний, с; е — основание натурального
логарифма.
Анализ зависимости (11.13) показывает, что продолжитель-
ность взрывания н3т является определяющей.
Для прогнозирования интенсивности напряжений при корот-
козамедленном взрывании зарядов можно коэффициент сниже-
ния сейсмичности брать по огибающей экспоненте, которая в об-
щем виде запишется:
К3 = Аае~а^х 4- Вае~ь^\ (11.14)
где Аз, а3, В3, Ь3 — численные коэффициенты, соответственно
для железорудных месторождений 0,85; 0,01; 0,15; 0,0002; для
медноколчеданных—1,0; 0,004; 0; 0 (при скважинной отбойке)
и 1,0; 0,083; 0; 0 (при шпуровой отбойке).
11.3. ВЛИЯНИЕ НАПРЯЖЕННОГО СОСТОЯНИЯ МАССИВА
НА ПАРАМЕТРЫ СЕИСМОВОЛН
Изменение напряженного состояния массива оценивается
частотой сейсмоволн. Общая закономерность изменения резо-
нансной частоты спектра в зависимости от давления описыва-
ется зависимостью
f = 108 (Л -1Q-S)°-3B е0,82а^ж> (Н 15)
где А — акустическая жесткость, кг/(м2-с); Q — масса заряда
ближайшей скважины, кг; о» — напряжение от сил горного дав-
ления в точке наблюдения в соответствующем направлении,
МПа; Щсж — предел прочности материала (пород, руд, заклад-
ки) на одноосное сжатие, МПа.
Влияние статического поля напряжений от сил горного дав-
ления в перпендикулярном направлении по отношению динами-
ческого напряжения оценивалось на основании изменения коэф-
фициента и показателя затухания v в зависимости от отно-
шения статического напряжения ог/ к пределу прочности пород
на одноосное сжатие. Это изменение для различных сред в ис-
следуемом диапазоне относительных давлений (0—0,5) описы-
вается линейными уравнениями
№’v = Vo/v= 1+ 1,5Ог//О1сж; (11.16)
= 1 + 1 -Зо«/°1СЖ. (1Ы 7)
где — показатель затухания интенсивности колебаний при
различных давлениях; /(„*<,—коэффициент пропорциональности
при различных статических напряжениях.
В общем виде зависимость для определения напряжений
в направлении оси х с учетом влияния напряженного состояния
среды от сил горного давления и способов управления интенсив-
ностью колебаний в сейсмоволнах имеет вид
^xYi^;r°vKvn- (11 18>
11.4. ОПРЕДЕЛЕНИЕ СТАТИЧЕСКИХ НАПРЯЖЕНИЙ
В ЦЕЛИКАХ И ПОТОЛОЧИНАХ
Для определения в искусственном и рудном целиках стати-
ческого напряжения, необходимого для оценки сейсмоустойчи-
вости, на рис. 11.2 представлены расчетные схемы.
Рис. 11.2. Схемы к расчету напряжений на рудные и искусственные целики
(/, 2, 3 — порядок отработки камер)
При двухстадийной выемке (рис. 11.2, а, г,д, е) вертикальная
составляющая напряжений ozi в центре по горизонтальному се-
чению:
в рудном целике (камерные запасы второй очереди)
Gzip = (' -WПР + 0>5?Л \ 10-3; (1 1.19>
в искусственном целике шириной В
oZi3 = (Y3/inp+0,5Y3/iK)10“3, (11.20)
где В — ширина камеры (целика), м; b — ширина буровой вы-
работки, м; у3— удельный вес закладки, кН/м3; — удельный
вес руды, кН/м3; hK-—высота камеры (целика), м; Лпр—приве-
денная высота нагрузки, м.
При трехстадийной выемке через два искусственных целика
(рис. 11.2, б, г, д, е) вертикальная составляющая напряжений
в центре по горизонтальному сечению:
в рудном целике (камерные запасы третьей очереди)
=(-Т-Г +0»5^) 1(Р; (п-21)
в искусственном целике шириной 2В
&г1з=(1 ,5у3Лпр+0,5у3йк)Ю 3.
(11.22)
При трехстадийной выемке через три искусственных целика
(рис. 11.2, в, г, д, е) вертикальная составляющая напряжений
о21- в центре по горизонтальному сечению:
в рудном целике (камерные запасы третьей очереди)
<т2,-р = (+ 0,5Vp/J 10-®; (11.23)
\ В — и J
в искусственном целике шириной ЗВ
о2/з = (4/ЗузйпР+0,5у3/1к) 10-3. (11.24)
Приведенная высота нагрузки на целики
Йпр=(Тп^об+ТзЙз)/Тз, (11.25)
где уп — удельный вес обрушенных пород, кН/м3; ho6 — высота
возможного свода обрушения, м; hs — высота вышележащего
слоя закладки, м.
Высота возможного свода обрушения с учетом давления Р
на контуре (закладка — обрушенные породы), т. е
/1об = 1М1,0—1,1Р/(уЯ)1, (11.26)
где у — удельный вес налегающей толщи пород, Н/м3; Н —
глубина залегания контакта закладка — обрушенные породы,
м.
Высоту свода обрушения h' без учета давления на контуре
можно определить по методике С. В. Ветрова, согласно кото-
рой
h' = 0,25В _ (П.27)
^2 а\сж
где L — пролет свода, м;
L = mp + (hK+/l3)(ctg-?°l±^-+ctg-^±^) , (11.28)
где тР — горизонтальная мощность рудного тела, м; ди, срз —
угол внутреннего трения пород висячего и лежачего боков,
градус; d\, d2 — соответственно горизонтальный и вертикаль-
ный размер заклинивающихся элементарных блоков породы,
образованных тектоническими трещинами, м; о'1сж/о"1Сж — от-
ношение временного сопротивления горных пород сжатию в
направлении действия сил веса горных пород и в направлении
распора свода.
В случае однородного сложения пород (элементарные блоки
в вертикальном и горизонтальном направлениях имеют одина-
ковые размеры и равнопрочны) высота свода h' = 0,25L.
Давление на контуре со стороны закладочного массива при
последней стадии выемки блоков в слое 1г3 соответственно для
схем рис. 11.2, а, б, в составит
Р а~ 2 О1.2ся«’ = —3 °1.2сж» ^’в==_^°1,2сж> (11.29)
где О],2сж — предел прочности закладки на двухосное сжатие,
МПа.
При плоской искусственной кровле в потолочине возникают
растягивающие напряжения по направлению оси х, которые
распространяются на высоту слоя
/гп = 0,215/1з(В//13)°-78. (1 1.30)
На контакте этого слоя по центру камеры в горизонтальной
плоскости от собственного веса этого слоя существуют растя-
гивающие напряжения
ог, = 7з/1п-10-3. (11.31)
В то же время в плоскости по линии z сжимающие напря-
жения от сил бокового распора составят
где ц— коэффициент Пуассона закладки, который с ростом
жесткости изменяется от 0,15 до 0,3.
11.5. ОЦЕНКА СЕЙСМОУСТОЙЧИВОСТИ ИСКУССТВЕННЫХ
ЦЕЛИКОВ И ПОТОЛОЧИН
Сейсмоустойчивость целиков, если его ширина соизмерима
с высотой, оценивают по условию
ОСД1рас^Ообл: з/?оДд, (11.33)
где осд1Рас — динамическая прочность закладки на растяжение
в образце, нагруженном статически перпендикулярно к направ-
лению удара, МПа; k0 — коэффициент отражения сейсмоволн
от свободной поверхности целика (/?0 = 2); пд-—коэффициент
запаса динамической прочности закладки (пд=1,25—1,5);
ообА,д — напряжение по направлению оси х в проходящей по
целику волне в точке С, расположенной против центра взрыва-
емой секции камеры. Оно зависит от количества одновременно
взрываемых слоев М в камере и закономерности затухания
напряжения с расстоянием в массиве закладки [см. (11.10) J.
По величине напряжения на границе раздела руда — заклад-
ка, закономерности изменения Ол:,1р в закладке и по количеству
взрываемых слоев М решением уравнения (11.33) относитель-
но М получим
М=— I W ( Ох^коПцКз ral _1RV4R + R3)^_1 1 га-1 _
Охпр£о«дА'з ЧГ "°lPac(V'3 “ ° (R +
(11.34)
где W — толщина отбиваемого слоя (л.н. с.), м; v'3— степень
затухания с учетом напряженного состояния целика.
При взрывании в камере М слоев искусственный целик бу-
дет находиться в сейсмоустойчивом состоянии, если ширина це-
лика в несколько раз меньше высоты, то его сейсмоустойчи-
вость необходимо оценивать по условию
Oc^lpac^7/(m)O°^x з^о^д, (11.35)
где И(т-) — амплитудно-частотная характеристика целика
и(т)=[(л- f20i/f2)2+W 20i/f 21 -°-5, (Н-36)
где fot — собственная частота колебаний целика i-ro тона, Гц;
f — частота вынужденных колебаний целика, определяемая по
зависимости (11.15), Гц; 7— логарифмический декремент за-
тухания колебаний, который принят 0,1—0,2 (большее значе-
ние для более высоких целиков).
Если представить целик в виде плиты, защемленной по кон-
туру, то собственная частота колебаний i-ro тона будет
fOt = aI(H/mn)o.5/(2ni2K), (11.37)
где at — корни характеристического уравнения; D — цилиндри-
ческая жесткость целика, dH-м; тп — равномерно распреде-
ленная по боковой площади целика масса, кг/м2; 1К — длина
целика (камеры), м.
В свою очередь, величину равномерно распределенной мас-
сы, цилиндрической жесткости и корни характеристических
уравнений определяют по формулам:
а, = 22,273( 1 + 0,605-q2 + n4)0’5; (11 -38)
а3=61,701 (1 + 0,300т!2 + ц4)0’5; (11.39)
£)= 105£д7?3з/[ (1 — Ид)12]; (11.40)
m~-psV/(gS), (11.41)
где t]=i/k//ik при 1к>И.к или t} = hK/lK при hK>lK; Ец— динамиче-
ский модуль упругости, МПа; £3 — ширина целика, м; цд—
динамический коэффициент Пуассона закладки; V—объем
междукамерного целика, м3; S — боковая площадь целика, м2;
g — ускорение свободного падения, м/с2.
Чтобы искусственный целик был сейсмоустойчив при взры-
ве М слоев, в формуле (11.34) необходимо о*пр умножить на
И(т)-
Сейсмоустойчивость потолочины следует оценивать по ус-
ловию
ОСА1рас.пЭ=-Огпр^д,
(11.42)
а допустимое количество слоев при массовом взрыве
<тгпр«д^ (<3J-1RV3(R + ЛпГз-1
ОгпрПдКз - <ф«ас.п(т"3 - 1) (1? + Ли)Уз->
-Я2]-Л2п} + 1, (Н.43):
где осд1Рас.п — предел динамической прочности закладки (в об-
разце, нагруженном перпендикулярно к удару статистическими
силами, МПа; hn —толщина слоя закладки в вышележащем ис-
кусственном массиве, подверженная растяжению в направле-
нии оси х [см. формулу (11.30)], м; у3"— степень затухания
с учетом напряженного состояния потолочины.
В случае явно отслоившейся потолочины oznp в формулу
(11.43) необходимо ввести и ko = 2.
11.6. МЕТОД РАСЧЕТА ПРЕДЕЛЬНО ДОПУСТИМОЙ
МАССЫ ЗАРЯДОВ
Общую массу зарядов, взрываемых в камере, определяют:
по условию устойчивости искусственных целиков
Qo6 = Q^M; (11.44)
по условию устойчивости искусственной потолочины
0'об = <2елМп, (11.45)
где Qcn=qWBhK, q — удельный расход ВВ на отбойку, кг/м3;
W — л. и. с., м, В— ширина камеры, рассчитанная из условий
статического нагружения силами горного давления, м; hK —
высота камеры (МКЦ), м. Принимается меньшее значение.
Если эта величина общей массы взрываемых зарядов не
удовлетворяет требованиям технологии очистных работ и
Qo6>Q'o6, то необходимо оставлять рудную потолочину в каме-
ре, отбивая ее в последнюю очередь, или кровле камеры при-
давать сводообразную форму за счет смещения камер нижеле-
жащего этажа по отношению верхних. Кроме того, можно
взрывать днища камер вышележащего этажа перед их залив-
кой твердеющей смесью. Разрушенное днище будет обрушить-
ся по мере отработки камер, находящихся под ним.
Толщина рудной потолочины рассчитывается как плита,
защемленная по контуру и нагруженная равномерно нагруз-
кой:
/’ = Гз/гпр1О-3, (11.46)
где Лпр — приведенная высота слоя нагрузки, рассчитывается
по формуле (11.25), м.
Для сохранения в устойчивом состоянии искусственных це-
ликов и потолочин расчет М и Мп производят по формулам
(11.34) и (11.43).
Связь динамических напряжений от взрывов с технологиче-
скими параметрами устанавливают через удельный расход ВВ
на отбойку q, л. н. с. W, диаметр заряда d3, скорость детона-
ции ВВ в скважине D, период замедления т, количество замед-
лителей п3, плотность ВВ рвв, коэффициент работоспособности
ВВ относительно аммонита еВв параметры камеры (В — шири-
на, hK— высота, /к — длина), целиков (/?3 — ширина искусст-
венного целика, равная В, 2В, ЗВ при двух- и трехстадийпой
выемке, рис. 11.3, а, б, в), которые рассчитываются по статиче-
ским нагрузкам от сил горного давления. Статические на-
грузки учитываются напряжениями в рудных целиках
(пг/р), искусственных (огг-3) и в искусственных потолочинах
(Ozi, Oxi) •
Необходимые значения величин, входящих в зависимости
(11.34), (11.43), рассчитывают по формулам:
о пр KoKiKnp (цтУ3 х
VsKaaK<,p<,xW (v' -1)
v'=v/<v"p/EVn; (11.48)
v=2j2^_(£EM±p (11.49)
К„ рассчитывают по формуле (11.2); Kt — по (11.5) при l3 = hK-,
Кт, —по (11.9); Kv— по (11.11); Коп —по (11.12); В — по
(11.7).
Kv Р — 1 4" 1 >5°г"р/°1сж.р> (11.50)
где Ог/р — напряжение в отбиваемых камерных запасах по го-
ризонтальному сечению; в центре камеры рассчитывается для
разных размеров Вз (Вз=2В-, Вз = ЗВ) соответственно по фор-
мулам (11.19), (11.21), (11.23); О1сж.Р — предел прочности ру-
ды на одноосное сжатие, МПа;
Рис, 11.3, Схемы к расчету предельно допустимой массы зарядов
^=1 + 1’3а«р/°1сн<.р;
k0 = 2; пд= 1,25—1,5;
Кз рассчитывают по формуле (11.14);
(11.51)
(11.52)
где ог;з напряжение в искусственном целике, рассчитывают по
формулам (11.20), (11.22), (11.24); О1СЖ.3 — предел прочности
твердеющей закладки (кубиковая прочность) на одноосное
сжатие, МПа.
v3 — Vs^v 3— 1.5(1 + 1.5ог1а/о1сж 3); (11.53)
Ozn₽ = KoK’iKnp (9uz^)vl/s x
V3^n<PU7(v'-l)
X I Rv'~1 I [ hK-2R \ ’ (11.54)
Kt' рассчитывают по формуле (11.4) при l3=B; Kapez—no
формуле (11.51);
Ka3 = 1 + 1 >3°х/з/О1сж^> (11.55)
z
где oXi3 — напряжение в слое закладки hn, рассчитывают по
формуле (11.32);
v"3 = = 1 >5 (1 + 1.5oxis/o1C)K.3). (11.56)
11.7. ДИНАМИЧЕСКАЯ ПРОЧНОСТЬ ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ
И ЕЕ КОРРЕЛЯЦИОННАЯ СВЯЗЬ С ДРУГИМИ
ФИЗИКО-МЕХАНИЧЕСКИМИ СВОЙСТВАМИ
Для оценки, сейсмоустойчивости целиков и потолочин необ-
ходимо знать предел динамической прочности материала на
растяжение, который определяют через коэффициент динамич-
ности
/Срд = 8,3—(lOoipac)0,28 при 0,5^О1Рас<36 МПа, (11.57)
где oipac — предел прочности на одноосное растяжение, МПа.
Предел динамической прочности на растяжение
°?рас = °?pad 1 ± А(о1г/о1сж)'1'], (11.58)
где осд1рас, од1рас — пределы динамической прочности на растя-
жение с предварительным статическим нагружением и без не-
го, МПа; Н----при перпендикулярном приложении нагрузки к
плоскости удара;------в направлении действия удара; Ас — ко-
эффициент, равный: для закладки 1,4 и 0,82; каменной соли
1,4; медного колчедана 2,7 и 1,2; диабаза 2,7; п' — для за-
кладкЦ 1,2 и 1,3; каменной соли 1,2; медного колчедана 1,5 и
1,3; диабаза 1,5.
Пределы динамической прочности на растяжение с ростом
продольного статического нагружения до 0,7 О]СЖ увеличива-
ются в 2—2,8 раза^ а при приложении статической нагрузки,
совпадающей с направлением удара, уменьшаются в 2—2,5
раза.
Необходимая статическая прочность твердеющей заклад-
ки определяется исходя из следующего состава
Olc = 0,1 Кзер(0,15/ — 2,1 5^хв-бгл- 1,6<7п +
+ 2О7И а — ЗЖ о+0.028S + 0,8^шл + 30?ц +
+ 33В + 36<7из+8</ц.п+5), (11.59)
где Кзер — коэффициент крупности тонкозернистого заполни-
теля: 1,0 — для неклассифицированного, 1,03 — для заполните-
ля крупностью 0,044 — 0,074 мм, 1,1—1,4 — для заполнителя
крупностью 0,075—5 мм; t — возраст твердения закладки, сут;
<7хв — количество хвостов обогащения на 1 м3 смеси в частях;
qn— количество песка на 1 м3 смеси в частях; 44а, Мо — мо-
дуль активности и модуль основности гранулированного домен-
ного шлака; 5 — удельная площадь вяжущего, см2/г; бгл— ко-
личество глины в 1 м3 речного песка, доли единицы;
В — водовяжущее отношение; дшл, Qu, <?из, <7ц.п — соответственно
расход доменного шлака, цемента, извести, цементной пыли,
доли единицы.
Зависимость (11.59) позволяет прогнозировать не только
предел прочности закладочной смеси из местного сырья, но и
на основании необходимой прочности выбирать состав заклад-
ки исходя из более низкой ее себестоимости.
Прочность твердеющей закладки имеет корреляционные
связи с пределами прочности на двухосное и призматическое
сжатие, со скоростью распространения продольных волн ор, с
динамическим модулем упругости, динамическим модулем уп-
ругости и начальным модулем деформаций Ео:
О1,2сж—1,59о1сж + 0,1; (11.60)
ппр1сж = О1сж[0,226(/1/б1)115+0,674]_1; (11.61)
О1сж=0,921-10-6^ — 0,31; (11.62)
О1сж = 0,3(Ед-10-3)Ь'2; (11.63)
Ед=47,5Е00Ь. (11.64)
Для падежного определения несущей способности искусст-
венных целиков необходимо знать величину длительной проч-
ности и изменение модуля деформаций при определенной на-
грузке во времени. Это связано с тем, что искусственные цели-
ки находятся под нагрузкой при соседних незаложенных ка-
мерах до 5—8 мес, т. е. пока идет отбойка и выпуск руды из
камер.
Изменение прочности твердеющей закладки во времени
аппроксимируется зависимостью
<Исж = (1—0,2/°’2)о1сж, (11.65)
где о/сж — длительный предел прочности; t — время нагруже-
ния, сут.
Рис. 11.4. Типичные диаграммы напряжения — деформации для пород руд
и твердеющей закладки:
1 — упругая работа пород под нагрузкой; 2 — упругопластическая работа породы; 3 —
равномерное уменьшение упругости; 4— нарастающее уменьшение упругости; 5 — зату-
хающее уменьшение упругости
Рис. 11.5. График изменения относительно-
го текущего модуля деформаций EOi!E^
от величины относительной нагрузки
0//О1сж для различной степени упругости
п
Кривые относительного изменения модуля деформаций от
длительности и величины нагрузки в общем виде описываются
экспонентой вида
£а/ = Д-.е-₽'^
а при о/сж<0,5о1сж хорошо аппроксимируется формулой
£О/ = (1-0,35^)Д;г (11.66)
Изменение модуля деформирования в первые 7—10 сут
происходит интенсивно (уменьшается на 40%, а затем незначи-
тельно и остается несколько большим 0,5 ЕО/).
На основании анализа типичных для пород руд и твердею-
щей закладки диаграмм напряжение — деформация (рис. 11.4)
и предположения, что внутренние силовые связи в процессе
нагружения характеризуются текущим модулем деформаций
материала, предложены следующие феноменологические зави-
симости:
Дщ — Д П (о1г/°1сн<)"]’
—^01,2 П (о^АДвсж)"]»
(11.67)
где £о, £oi,2, Ло — начальные модули деформаций при одно-,
двух- и трехосном нагружениях; О1СЖ, ся.геж, О1,2,зсж — пределы
прочности при одно-, двух- и трехосном нагружениях; Си — те-
кущая максимальная нагрузка; п — степень упругости для
различных материалов, изменяется от 0 до оо.
Для диаграмм напряжение-—деформация с явно выражен-
ным пределом упругости (см. рис. 11.4) текущие модули де-
формаций пластичной их части описываются уравнениями
— £q[ 1 (АЩг/Щсж Oiy)n] ;
Ла^ = Ло[ 1-(До 1;)/(О],2,Зсж Ol,2,3y)nl ,
(11.68)
где
Лоц — Ou- — Oiy; До'] — с/и — 01,2,зу.
Такой подход к решению вопроса о показателе, учитываю-
щем пластичность материала, подтвержден результатом факти-
ческого экспериментального материала Гайского ГОКа
(рис. 11.5), данных Б. В. Мотылева, А. Г. Протосени,
А. Н. Ставрогина.
В результате расчетов показателя С при различных соот-
ношениях-^ = —=-=С получили, что для талькохлорита п=
= 0,75 при <7=0; 0,233; 0,322; 0,407; 0,501 и для бетона п=0,75
при С=0,2 и 0,238. Следовательно, при различных видах нагру-
жения (одно-, двух-, трехосном) степень упругости п остается
постоянной, а предложенная зависимость (11.68) позволяет
связать напряжения и деформации в единые уравнения. Так,
зная нагрузку Ри на изолированный целик из пластичного ма-
териала со степенью упругости п, можно подсчитать его верти-
кальную деформацию как интегральную сумму:
Аналогично можно рассчитать деформации целиков при
двух- и трехосных нагружениях.
Глава 12
ОСОБЕННОСТИ ТЕХНОЛОГИИ И РАСЧЕТА
ПАРАМЕТРОВ ВЫЕМКИ ЗАПАСОВ С ТВЕРДЕЮЩЕЙ
ЗАКЛАДКОЙ В ПРИКАРЬЕРНОЙ ЗОНЕ
12.1. СХЕМЫ ВЫЕМКИ
При разработке рудных месторождений часть промышлен-
ных запасов руд остается за предельными контурами карьеров
и нередко под охраняемой территорией. Определяющий фактор
Рис. 12.1. Классификация запасов за
пределами карьера:
1 — приконтурные; 2 — законтурные; 3 — уда-
ленные; 4 — граница охранного целика борта
Рис. 12.2. Схемы отработки охранных це-
ликов карьера с опережающей выемкой
подземным способом (а) и последую-
щей постановкой откоса борта в пре-
дельное положение открытым способом
(б), под защитой предохранительного
целика (е), с пригр хой породами ос-
нования борта (г); с устройством ис-
кусственного целика (й), с выходом
очистных выработок в карьер (е)
I — предельный контур карьера; 2 — рабочий
борт; 3 — изолирующий целик; 4 — перекры-
тие; 5 — скальная пригрузка; 6 — искусствен-
ный целик
a б в
ность от карьера. По этому признаку запасы классифицируют
на две группы: охранного целика бортов карьера и за преде-
лами охранного целика бортов. Отработка запасов охранного
целика ведет к деформации бортов и снижению их устойчивос-
ти. В зависимости от степени взаимного влияния на устойчи-
вость открытых и подземных выработок И особенностей техно-
логии очистных работ их делят на две зоны (рис. 12.1). Пер-
вая — приконтурные запасы, непосредственно прилегающие к
пространству карьера (в борту или дне), иногда называемые
переходной зоной. Вторая (расположенная за приконтурны-
ми)—законтурные запасы — отрабатываются под защитой
рудного или искусственного барьерного целика. Мощность при-
контурной зоны условно принимают равной размерам выемоч-
ного блока.
Разработку ценных руд в охранных целиках карьера ведут
с закладкой выработанного пространства открыто-подземным
или подземным способом. Схемы отработки охранных целиков
показаны на рис. 12.2.
Предпочтительна заблаговременная отработка прикоптур-
ных запасов подземным способом камерными или слоевыми
системами с твердеющей закладкой (рис. 12.2, а). После соз-
дания искусственного массива достаточной ширины (40—
50 м) осуществляется постановка открытыми работами откоса
борта в предельное положение и дальнейшая отработка закон-
турных запасов в режиме совместной разработки (рис. 12.2,6).
Если залежь прилегает к контуру карьера, уже находяще-
муся в предельном положении, то запасы отрабатывают под
защитой мощного барьерного целика шириной 50—60 м
(рис. 12.2, в). После достижения массивом закладки требуемой
прочности и отхода фронта подземных работ на достаточное
расстояние (30—40 м) барьерный целик извлекают системой
горизонтальных слоев с закладкой и оставлением на границе
с карьером изолирующего целика шириной 3—5 м.
Применение слоевых систем разработки с закладкой позво-
ляет вести очистные работы в приконтурной зоне и без упроч-
нения пород пригрузки (рис. 12.2,г). Запасы в донной части
карьера в варианте с завалкой дна породами возможно извле-
кать под искусственным перекрытием. Отработка приконтур-
ных запасов может вестись под охраной искусственного барь-
ерного целика, например, созданного путем инъектирования
вяжущими растворами скальных пород вскрыши (рис. 12.2,6).
Выемку приконтурных запасов производят без устройства
искусственных или оставления рудных барьерных целиков, т. е.
с выходом очистных выработок в карьер (рис. 12.2, е). Имеется
возможность использовать карьерное буровое оборудование,
снизить себестоимость добычи. Работы по выемке приконтур-
ных запасов ведут с горизонтальных площадок борта или дна
карьера при минимальном объеме подземных выработок.
Выбор схемы зависит от устойчивости руд и пород, степе-
ни готовности подземного рудника к ведению очистных работ,
возможности организации совместной выемки. При низкой ус-
тойчивости руд и пород, значительной глубине карьера целесо-
образны схемы отработки с пригрузкой породами вскрыши, что
позволяет снизить прочность твердеющей закладки в переход-
ной зоне. Для устойчивых руд (высота вертикального обнаже-
ния 60 м и более) предпочтительны схемы с открытыми каме-
рами в карьер. Отсутствие нагрузок сверху позволяет увели-
чить ширину камер до пределов, обусловленных общей устой-
чивостью борта (30—40 м).
Рис. 12.3. Выемка переходной зо-
ны этажно-камерной системой
разработки с твердеющей за-
кладкой
Рис. 12.4. Этажно-камерная си-
стема разработки с твердеющей
закладкой без оставления изоли-
рующего целика
Рис. 12.5. Этажно-камерная система разработки с твердеющей закладкой и
устройством искусственного барьерного целика
Рис. 12.6. Выемка переходной зоны
слоевой системой разработки
Варианты отработки приконтурных запасов карьеров с при-
менением камерных и слоевых систем разработки с твердею-
щей закладкой приведены на рис. 12.3—12.8.
Рис. 12.7. Вариант камерной системы разработки с твердеющей закладкой
при отработке переходных этажей
Рис. 12.8. Выемка охранного целика борта карьера камерными и слоевыми
системами разработки
12.2. НАПРЯЖЕННОЕ СОСТОЯНИЕ ГОРНОГО
И ИСКУССТВЕННОГО МАССИВОВ
В ПРИКОНТУРНОЙ ЗОНЕ
Карьерная выемка вносит асимметрию в распределение
напряжений вокруг подземных выработок в прикарьерном мас-
сиве, изменяет характер нагружения всех элементов систем
подземной разработки. В результате барьерный целик нахо-
дится в условиях сжатия со сдвигом, кровля камер — растя-
жения со сдвигом.
Закладка камер не влияет на вертикальную составляющую
в барьерном целике, но увеличивает горизонтальную ох, умень-
шает угол наклона главных напряжений о2 к вертикали, повы-
шает устойчивость целиков и подработанного борта.
При многостадийной выемке основная часть нагрузки вос-
принимается рудными целиками (рис. 12.9, а). Нагружение ис-
кусственного массива происходит только после полной отработ-
ки рудных целиков, величина нагрузок зависит от стадии воз-
ведения и местоположения целика (рис. 12.9, б, в).
В барьерном и первом близлежащем к нему целиках дейст-
вуют высокие касательные напряжения (рис. 12.10, о). Наи-
большее напряжение направлено параллельно откосу и имеет
коэффициент концентрации по стадиям 0,36; 0,40; 0,43. Макси-
мальные растягивающие напряжения действуют в верхней части
барьерного целика и потолочине прилегающей камеры. Ус-
тойчивость массива в этой зоне минимальна. Направление раз-
вития работ предпочтительно планировать от массива к отко-
су, так как при обратном порядке в кровле возникают растяги-
вающие напряжения.
Полный тензор напряжений и деформаций элементов гео-
механической системы в динамике находят методом конечных
элементов [23]. Для инженерных расчетов параметров разра-
ботки в прикарьерной зоне используют аналитические зависи-
мости, полученные методами строительной механики. Растяги-
вающие напряжения в кровле камер (рис. 12.10,6)
K\bs
Gpac — 106 (Z - 6)2 tg а ’
(12.1)
где К — коэффициент, равный для 1—4-й камер, считая от от-
коса, соответственно 0,864; 3,168; 6,912; 8,544; у — удельный
вес пород, Н/м3; b — пролет камеры, м; I — расстояние от по-
верхности откоса до оси камеры, м; а — угол наклона борта
карьера, градус.
Устойчивый пролет камеры
10е /
tg« [Прае]
Рис. 12.9. Эпюры распределения напряжений (1—ах, 2—ау,
3 — хху) по центральному сечению опорных целиков после от-
работки камер очередями:
а —I; б —II; в — III
Рис. 12.10. Схемы к расчету напряженного состояния массива горных пород
в приконтурной зоне:
а — общий вид; б — в опорных целиках н кровле камер; в — в барьерном целике
где /— номер камеры, считая от поверхности откоса; [орас]—
предел прочности пород на растяжение с учетом коэффициента
ослабления, МПа; К/— числовой коэффициент (/<1 = 0,018;
/<2=0,065; /<з = 0,144; /<4 = 0,76).
Напряжения в барьерном целике (рис. 12.10, в)
у sin аср f &КаН + (1 — К) а2 .
2 -106 I 8 (а — 26)
(0,5аЧ~6) [15К//+ 19(1 -К)(0,5а+&)]
20а
+ КЯ+4-(1-/<)(0,5g-}-/))j ;
CF% — Ар Gy J
V (0,5а + b) cos «ср ( 1 Z1 zn .
~ Г П (1 (2g + &)] 5
01.2 = 42 (ox—Ор)24-4тзд,
(12.3)
где К — коэффициент концентрации напряжения о2 вблизи по-
верхности откоса;
а. градус........... 30 40 45 50 55 60 70
К, доли единицы . . . 0,223 0,242 0,260 0,281 0,304 0,346 0,44
Н — расстояние от поверхности до кровли подземных камер,
м; а—ширина барьерного целика, м; /<Р — коэффициент, зави-
сящий от отношения ширины к высоте h целика:
a/h, доли единицы............. 0,25 0,5 0,75 1,0 1,5 2,0
Кр, доли единицы.............. 0,0 0,06 0,18 0,33 0,53 0,56
схер — среднее значение угла наклона о2 к горизонтали,
Т а блица 12.1
Напряжения в барьерном целике, МПа
Ширина це- лика, м Пролет под- работки, м °х аг/ 0'1 02
10 90 0 12,09 9,29 7,5 —19,58
20 80 0 6,07 4,5 4,37 —10,44
30 70 0,31 4,Н 2,89 2,89 —7,32
40 60 0,32 3,2 0,08 2,32 —5,81
Для примера приведены значения напряжений в барьерном
целике в основании борта карьера глубиной 460 м, а=40°,
р = 2500 кг/м3 (табл. 12.1).
Барьерный целик находится в условиях больших сдвигаю-
щих нагрузок, его устойчивость проверяется решением условия
прочности Кулона — Мора:
01 — ZCosCfopaJ, (12.5)
где 01, Оз — действующие главные напряжения, МПа; К,'=
= lopad/1осж1—отношение пределов прочности массива на
растяжение и сжатие. Рассматриваются точки сечения, где оба
главных напряжения или одно из них является растягиваю-
щим.
Напряженное состояние элементов’систем разработки пере-
ходного этажа в дне карьера характеризуется наличием значи-
тельных горизонтальных напряжений.
Горизонтальные напряжения в потолочине находят как сум-
му напряжений от собственного веса и пригрузки пород засып-
ки и подработанных откосов с учетом тектонической составля-
ющей.
Растягивающие напряжения на нижнем контуре потолочи-
ны от собственного веса и пород засыпки, если таковая имеет-
ся, определяют решением деформаций плиты, защемленной по
контуру [23]:
где Ро — коэффициент пропорциональности; Р — удельная на-
грузка на потолочину, Н/м2; а — ширина целика, м; /гп — тол-
щина потолочины, м.
Значения коэффициента пропорциональности [30 при коэф-
фициенте Пуассона р=0,3:
отношение ширины целика
а к длине & .... 1,0 1,1 1,2 1,3 1,4
Ро ........................ 0,3102 0,3324 0,3672 0,4008 0,4289
Толщина барьерного целика (потолочины)
С учетом скальной пригрузки высотой hi
P.=pghn+pighi,
(12.7>
(12.8)
где р, pi — плотность пород потолочины и пригрузки, кг/м3;.
g — ускорение свободного падения, см/с2.
Мощность барьерного искусственного целика, разделяющего
открытые и подземные работы (по данным Унипромедь)
уРКз
/гбзак =
4-10® [Одз] КсКр^п
(12.9)
где I — ширина камеры, м; [оиз] — предел прочности твердею-
щей закладки на изгиб, МПа; М — коэффициент структурного
ослабления.
Максимальные напряжения сжатия в потолочине, которые
возникают за счет деформаций подработанных откосов пород,,
рассчитывают исходя из предположения, что потолочный руд-
ный или искусственные целики из твердеющей закладки вос-
принимают нагрузки от пород в объеме призмы сдвижения:
= ^-Wg<P + P3) Л (12.10)
где (?сд — суммарное сдвигающее усилие от призмы сполза-
ния, Н; Qk — нормальная составляющая от веса призмы к ли-
нии скольжения, Н; ср — уголь внутреннего трения пород, гра-
дус; Ра — сила, противодействующая сдвижению от закладки,
скальной засыпки, Н; отек — величина тектонических напряже-
ний в рассматриваемой плоскости, Па; Кк — коэффициент кон-
центрации тектонических напряжений в потолочине.
Расчет значений удерживающих и сдвигающих сил произ-
водят по Г. Л. Фисенко. Реакция массива закладки
(12.11)
где ср3 — угол внутреннего трения закладки, градус.
Мощность потолочного целика принимают не менее 8—10 м
в связи с возможностью нарушения взрывными работами и
трудностью оформления целика меньшей мощности. Для по-
вышения устойчивости разупрочненного прибортового массива,
уменьшения горизонтальных смещений и снижения норматив-
ной прочности закладки производят пригрузку бортов порода-
ми (табл. 12.2). Объемы пригрузки определяют по величине
допустимых смещений пород.
Максимальные смещения борта карьера глубиной 460 м,
а=40° при пролете подработки 100 м, см
Удельный объем при- грузки, м3/м Горизонтальные смещения Вертикальные смещения
с барьерным це- ликом 40 м без барьерного целика с барьерным це- ликом 40 м без барьерного «целика
0 11,8 15,7 18,5 37,4
2000 9,8 13,6 16,0 34,3
4000 6,9 11,2 13,8 30,9
6000 5,5 9,1 11,6 27,7
8000 3,6 7,2 9,8 24,4
10 000 1,2 4,8 7,0 21,0
12 000 0 2,7 5,1 17,4
14 000 0 0,6 3,2 13,5
16 000 0 0 2,6 10,2
12.3. ОБОСНОВАНИЕ НЕОБХОДИМОЙ ПРОЧНОСТИ
ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ
Напряженное состояние искусственного массива в прикон-
турной зоне карьера (выше уровня дна) характеризуется дей-
ствием асимметричной нагрузки от призмы сползания подрабо-
танного борта, в результате чего он деформируется в режиме
сжатия со сдвигом. Оценка устойчивости элементов геомеха-
пической системы порода — закладка проводится на основе
теории наибольших касательных напряжений (III теория проч-
ности). Приведенные напряжения при объемном напряженном
состоянии массива закладки
о"'пр=О1 — Оз, (12.12)
при плоском напряженном состоянии
о"'пр = /(°ж—О/)2 + Кф- (12.13)
Необходимая прочность твердеющей закладки по условию
поддержания подрабатываемого борта карьера в устойчивом
состоянии
0н-к = /(з0"'пр. (12.14)
Большинство возможных вариантов отработки запасов охран-
ного целика карьера можно свести к расчетным схемам, пред-
ставленным на рис. 12.11, 12.12. Решение плоской задачи пра-
вомерно при ширине заложенного пространства более 1/4 вы-
соты борта, в этом случае граничные условия оказывают несу-
щественное влияние на величину напряжений.
Рис. 12.11. Схемы к расчету напряжений в закладочном массиве,
расположенном в борту карьера, прн отработке запасов:
а —с. оставлением барьерного целика /; б — с изолирующим целиком 2; в —
с пригрузкой 3 борта
Рис. 12,12. Схемы к расчету
напряжений в закладочном
массиве:
а — при разработке с оставлением
барьерного целика (потолочины) /;
б — без оставления барьерного це-
лика (потолочины); в — с завалкой
дна карьера породами 2
Значения напряжения в закладочном массиве и нормативной
прочности в зависимости от высоты пригрузки, МПа
Высота пригрузки йпр.« Номер под- этажа ах Хху С1 <?2 <V‘aK
80 1-й 1,89 0,60 0,06 2,62 —0,13 2,75 5,5
2-й 2,52 1,39 0,073 3,21 0,70 2,51 5,0
3-й 3,16 2,58 0,085 3,69 2,05 1,64 3,3
120 1-й 2,27 1,50 0,06 2,74 0,98 1,76 3,5
2-й 2,93 2,37 0,073 3,43 1,87 1,56 3,1
3-й 3,48 2,86 0,085 4,02 2,32 1,70 3,4
Напряжения в искусственном массиве при отработке запа-
сов в охранном целике карьера (рис. 12.11, а, б)
vsinacr, Г 17 ,,,, , 91 ,, <1
(12-15)
[кнк+4 (1 -К) ь] ,
где b — ширина подработки, м; К — коэффициент концентра-
ции 02 вблизи поверхности откоса (см. 12.3).
Компоненты напряжений в закладочном массиве в вариан-
те с пригрузкой основания борта (рис. 12.11, в)
/ \
^зТпр I Лпр ~ I
Оу=4^[2,125ад+о,б12(1-к)ь]+----------v 1(№ ;
= *pV2sjiTP [2-[25КН-+°>6120 ь]+ П юв 2 ' ;
(12.16)
^ = -40^Tcosacp[^It + 4<1— ’
где КР — коэффициент бокового отпора; уПр — удельный вес
пород пригрузки, Н/м3.
Влияние пригрузки основания борта карьера на величину
напряжений в закладочном массиве и нормативную прочность
представлено в табл. 12.3. Для примера взяты условия отра-
ботки законтурных запасов в борту Сибайского карьера:
Г/к = 350 м, сс=44°, Ь= 100 м, К3 = 2. Отработка запасов ведет-
ся тремя подэтажами высотой 40 м в нисходящем порядке.
Наибольшее снижение прочности закладки (на 3 МПа) дос-
тигается при перекрытии пригрузкой закладочного массива.
При ограниченности в плане размеров (менее 1/4 высота
борта) приконтурных залежей или расположении камер пер-
пендикулярно к борту решение плоской задачи дает завышен-
ные значения напряжений и прочности закладки. В этом слу-
чае следует переходить к решению объемной задачи.
Оставление мощного барьерного целика в донной части
карьера (см. рис. 12.12, а) ведет к передаче на него основных
нагрузок. Массив закладки нагружен собственным весом. На-
пряжения в нем О1зак = 7зЛз. Нормативная прочность определя-
ется устойчивостью горизонтальных и вертикальных обнажений
закладки подземными выработками (см. гл. 10).
Если выемка приконтурных запасов в дне карьера ведется
открытыми в карьер камерами, то на искусственные целики
действует нагрузка, создаваемая призмой сдвижения борта
(рис. 12.12,6). Наибольшее нормальное напряжение, действую-
щее в массиве закладки, МПа,
Q зак _ №д (Qn tg Ф + Рз)] К'к /12 ]7 \
1 10% ’ 1 '
где К'к — коэффициент концентрации нагрузок, при двухста-
дийной выемке К'к=2; Qcn, Qn— расчет по формуле (12.10).
Вертикальная составляющая напряжений в массиве заклад-
ки О2зак = 7з/1з- Ю-6.
Напряжения и требуемая прочность закладки применитель-
но к варианту отработки придонных запасов с завалкой карье-
ра породами вскрыши рассчитывают аналогично схеме, пока-
занной на рис. 12.12, в. Отличие состоит в учете влияния по-
род пригрузки на величины Qw, Qn, о^- Вертикальная компо-
нента о2зак = 106(у-7гз +Ynp^np).
Величина напряжений и требуемая прочность закладки из
условия устойчивости бортов может быть найдена с использо-
ванием метода, согласно которому нагрузки создаются приз-
мой сдвижения. Линия сдвижения прямолинейная. Расчетная
схема показана на рис. 12.12, в. Горизонтальная компонента
напряжений огзак в закладке
о-“—• (12Л8)
где Р — нагрузка на целики из закладки от призмы сдвиже-
ния, приходящаяся на единицу длины по простиранию, Н,
р _ Qsin (В — <р)
cos <р
(12.19)
Рис. 12.14. График зависимости ко-
эффициента затухания деформаций
К& от расстояния до подземной вы-
работки L
Рис. 12.13. График зависимости мак-
симальных смещений точек массива
Д от пролета подработки L при
глубине разработки 320 м (1), 220 м
(2), 120 м и отсутствии твердеющей
закладки (3), 320 м с твердеющей
закладкой (4)
Рис. 12.15. Влияние подземных выработок на положение поверхности сколь-
жения в борту карьера:
7, 2, 3 — подземные выработки; Г, 2', 3' — соответствующее им положение поверхности;
скольжения; а — выработки ие заполнены твердеющей закладкой; б — выработки зало-
жены породой; в — открытые выработки с твердеющей закладкой
где Q — вес призмы сползания, отнесенный к единице длины
по простиранию, Н; — угол сдвижения, градус; <р — угол;
внутреннего трения, градус.
Рассчитанную по приведенной методике прочность закла-
дочного массива проверяют по условию подработки, обеспече-
ния допустимых деформаций поверхности, сейсмобезопасности.
Компрессионные свойства закладки определяют согласно ме-
тодике, представленной в гл. 13.
12.4. ОЦЕНКА УСТОЙЧИВОСТИ БОРТА КАРЬЕРА,
ПОДРАБОТАННОГО СИСТЕМАМИ РАЗРАБОТКИ
С ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКОЙ
В результате выемки руды создаются пустоты и развива-
ется деформация в прикарьерном массиве, которые снижают
его устойчивость. С увеличением пролета подработки и глуби-
ны заложения подземных выработок смещения возрастают
(рис. 12.13). Заполнение камер закладочным материалом сни-
жает величину деформаций налегающих пород. Так, при зало-
жении очистных выработок на уровне дна карьера и ведении
работ с оставлением барьерного целика шириной 40 м подача
твердеющей закладки уменьшила деформации налегающего
массива на 35 и 57% (пролет подработки соответственно 60
и 90 м). При удалении в глубь массива от контура подземной
выработки происходит затухание смещений (рис. 12.14). Мак-
симальные смещения отмечаются над наиболее удаленной от
поверхности борта камерой.
При небольшой глубине заложения подземная выработка
ограниченных размеров не влияет на положение и форму об-
щей поверхности скольжения. Заглубление подземной выработ-
ки ведет к смещению общей поверхности скольжения в зону ее
влияния (рис. 12.15,о). При заполнении одиночных подземных
выработок закладкой положение поверхности скольжения та-
кое же, как в неподработанном массиве борта. С увеличением
пролета подработки объем пород, вовлекаемых в призму сколь-
жения, увеличивается (рис. 12.15,6). При отсутствии барьер-
ного целика и заполнении камер твердеющей закладкой по-
верхность скольжения выходит в откос борта (рис. 12.15, в).
Устойчивость подработанного борта карьера системами
с твердеющей закладкой рассчитывается по общепринятым ме-
тодикам с учетом ослабления свойств пород от влияния откры-
тых и подземных выработок. Кроме того, ее можно также оп-
ределить, используя полученные методом конечных элементов
(МКЭ) компоненты нормальных и касательных напряжений.
Положение потенциальной поверхности скольжения оценива-
ется набором точек по суммарному минимуму коэффициентов
запаса устойчивости, вычисленных по зависимости [24]:
к _ 2 У(Щ tg <р-j- C)(cr2 tgq>+ С)
''min zr л-
а1 — а2
где Ц] и о2 — главные нормальные напряжения в исследуемой
точке, МПа; <р — угол внутреннего трения, градус; С — сцепле-
ние горных пород, МПа.
(12.20)
Глава 13
ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНЫЕ ИСКУССТВЕННЫЕ МАССИВЫ
13.1. ПАРАМЕТРЫ СДВИЖЕНИЯ. КАТЕГОРИИ ОХРАНЫ
ПОДРАБАТЫВАЕМЫХ ОБЪЕКТОВ
Углы сдвижения пород позволяют установить границы опас-
ных сдвижений на вертикальных разрезах месторождения.
За пределами контура, построенного по углам сдвижений,
деформации не превышают критических значений: наклон
Рис. 13.1. Углы сдвижения и углы разрывов на разрезах:
а — вкрест простирания при пологом и наклонном залегании; б — вкрест простирания?
при крутом залегании; в—по простиранию
мульды сдвижения i = 4-10_3 (4 мм/м); кривизна К=0,2-103
(0,2 мм/м2), горизонтальные растяжения е = 2-10-3 (2 мм/м).
Различают углы сдвижения в коренных породах: у нижней
границы выработки в висячем боку— [3 (рис. 13.1) и у нижней
границы выработки в лежачем боку—Pi; у верхней границы
выработки — у (при пологом и наклонном залегании рудных
тел); у нижней границы выработки по простиранию рудных
тел — 6. Углы сдвижения в насосах принимают во всех направ-
лениях одинаковыми и обозначают <р. Углы сдвижения в на-
правлениях, отличных от залегания и простирания, обознача-
ют теми же буквами, но со штрихом, например, р', у', 6'.
Различают минимальные углы сдвижения, полученные в ус-
ловиях полной подработки, и углы сдвижения при неполной
подработке. Последние имеют указанные выше обозначения
с добавлением индекса — рн, ун, ₽н, бн. Углы сдвижения при
неполной подработке круче минимальных, их применение поз-
воляет осуществлять более оптимальные решения. Основной
способ получения углов сдвижения — инструментальные на-
блюдения.
За пределами контура, построенного по углам разрыва
сплошности массива ((/', piz/, у", 6"), видимых трещин разрыва
не наблюдается. Назначение углов разрывов — построение-
предохранительных целиков для менее ответственных сооруже-
ний.
Трещины разрыва на земной поверхности появляются при
деформациях растяжения s>6-10-3. Видимые трещины разрыва
коренных пород в горных выработках могут возникать при ма-
лых величинах оседания (порядка 10—15 мм).
Для определения границ ожидаемой зоны опасных сдвиже-
ний на поверхности от горных работ на ее план наносят кон-
туры очистных работ рассматриваемого горизонта; на разре-
зах вкрест простирания и по простиранию от нижней границы
очистных выработок данного горизонта проводят линии по-
углам сдвижения [3, 6, у до пересечения с земной поверхно-
стью; полученные точки переносят на план поверхности и со-
единяют плавной линией. Аналогично по углам разрывов про-
изводят построение зоны трещин.
Рис. 13.2. Схема классификации рудных месторождений по ха-
рактеру сдвижения горных пород
Построение предохранительных целиков следующее: на
плане поверхности вокруг объекта через его угловые точки
«строят прямоугольник (охраняемая площадь), стороны которо-
го ориентируют по простиранию и вкрест простирания рудной
залежи; параллельно сторонам полученного прямоугольника
строят предохранительную берму; ее ширину для объектов I,
II, III категорий охраны принимают соответственно 20, 10,
5 м; от внешней границы бермы на разрезах проводят линии
под углами Pi, р, у, 6 до пересечения с контуром висячего и ле-
жачего боков рудного тела. Это — верхние и нижние границы
предохранительного целика; с разрезов на план проецируют
точки границ целика для получения его размеров в плане.
Для объектов I и II категорий охраны предохранительные
целики строят по углам сдвижения, для объектов III катего-
рии — по углам разрыва.
Схема классификации рудных месторождений, по характеру
сдвижения горных пород при полной подработке представлена
на рис. 13.2. Значения углов сдвижения и разрывов для руд-
ных месторождений с неизученным характером сдвижения в
первом приближении могут быть приняты по табл. 13.1 и 13.2.
Значения углов сдвижения, разрывов и граничных углов на
рудниках Иртышского полиметаллического комбината при
разработке залежей с твердеющей закладкой в зависимости
от H/L (глубина и длина отработанной залежи) представлены
в табл. 13.3.
Мульда сдвижения — участок земной поверхности, подверг-
шийся сдвижению под влиянием горных выработок. Макси-
мальное оседание — наибольшая вертикальная составляющая
Углы сдвижения и разрывов при полной подработке,
градус (строение пород — слоистое)
Группа Под- группа Угол накло- на «п 6 6" V у" 61 61" б 6"
1 -я 0-30 55—45 60—55 55 60 55 60
2-я 31—45 45—40 55—50 55 60 — — 55 60
1 3-я 46—60 40 50 — — 5 55 60
а<5) 4-я 61—80 40—45 50—55 — — 50 60 55 60
5-я 81—90 45—50 55—60 — — 50 60 55 60
1 -я 0—30 60—50 65—60 — — 55+1,5 60+1,5
2-я 31—45 50—45 60—50 — — — — —- —
п 3-я 46—60 45—40 50—45 —— —. ап* ап* -— —
(>5) 4-я 61—80 40 45 — — * * *** СХц
5-я 81—90 40—50 45—60 — — 60***# 70 — —
* с50°; ** -<65°; *** <70°; **** см. п. 4 примечания.
Примечания:
Найденные значения углов сдвижения и разрывов подлежат корректировке.
1. При большой мощности рудных тел (т>15 м) и глубине разработки<100 м в
породах 1-й подгруппы I группы углы сдвижения уменьшают на 10°. В тех же условиях
в других подгруппах обеих групп углы сдвижения уменьшают на 5°.
2. В сильно обводненных породах I группы, а также сильно трещиноватых и рас-
сланцованных породах II группы углы сдвижения уменьшают иа 5°.
3. При наличии в породах лежачего бока рудного тела поверхности ослабления, уда-
ленной от рудного тела на расстояние ие более 0,2 Н (77 —глубина горных работ), гра-
ницу зоны сдвижения в коренных породах проводят до этой поверхности, если угол за-
легания превышает 40°. но не больше угла Рь
4. Если ап>80°, угол Pi приравнивают Р, когда крепость пород лежачего бока мень-
ше, чем висячего.
5. При полной тщательной закладке выработанного пространства углы сдвижения
на залежах мощностью <4 м увеличивают на 5—10°.
векторов сдвижения точек при закончившемся процессе сдви-
жения. Максимальный наклон — наибольшее отношение разно-
сти оседаний двух данных точек; мульды ц к горизонтальному
расстоянию между ними I:
{ _ П1—Иг
10 — 1
ь1-2
(13.1)
Максимальное горизонтальное сдвижение е — наибольшая
составляющая векторов сдвижения точек при закончившемся
процессе сдвижения. Максимальное растяжение или сжатие
е0 (1-10-3 или 1 мм/м) — наибольшее отношение разности го-
ризонтальных длцн интервала, измеренных при закончившемся
процессе сдвижения и до подработки, к первоначальной длине
интервала:
, (13.2)
Углы сдвижения и разрывов при полной подработке, градус (строение
пород — неслоистое; 5</<10, слабая и средняя трещиноватость)
Подгруппа Угол на- клона ап 6 6" V vff 61 Pi" 6 б"
1-я 0—30 65 70 65 70 70 75
2-я 31—50 60 70 65 75 — —- 70 75
3-я 51—80 65 70 — —- «п* -п 70 75
4-я 81—90 65 70 — —• 65 70 70 75
Примечания:
Найденные значения углов сдвижения и разрывов подлежат корректировке.
1. В сильно трещиноватых породах, при наличии на контакте рудного тела и пород
лежачего бока слоя ослабленных пород:
* при ап>65° Р1=ап —5°;
** при ап>70° Р1"=ап — 5°.
2. В крепких (f>10) слабо- и средиетрещиноватых породах при глубине разработки
>100 м углы сдвижения и разрывов увеличивают иа 5°.
3. В сильно трещиноватых породах углы сдвижения уменьшают на 5° независимо от
крепости пород.
4. При полной тщательной закладке выработанного пространства углы сдвижения
и разрывов на залежах мощностью <4 м увеличивают на 5—10°.
5. При слабых иеслоистых породах с крепостью f<5 углы сдвижения и разрывов сле-
дует принимать по табл. 13.1 (1 группа).
Таблица 13.3
Углы сдвижения и разрывов при неполной подработке
на рудниках Иртышского комбината, градус
Величина подработки 61" 6" 61 6 6oi 6о
1<Н/£<2 — — —. 55 50
0,5<////.<1 — — 60 55 50 45
0 <77/7. <0,5 60 60 55 50 45 40
где штрихами выделены длины интервалов, полученные соот-
ветственно при первом и последующих наблюдениях.
Для охраняемых объектов представляют опасность не абсо-
лютные величины вертикальных и горизонтальных сдвижений,
а их распределение по мульде — соответственно наклоны, кри-
визна и горизонтальные деформации. Наклоны опасны для
высоких объектов с малой площадью основания (копры, тру-
бы, и др.), самотечных трубопроводов. На большинство соору-
жений наклоны не оказывают вредного влияния. Неравномер-
ность наклонов (кривизна) наиболее опасна для зданий боль-
ших размеров. Самые опасные для большинства сооружений и
наиболее часто проявляющиеся на краях мульды сдвижения —
горизонтальные деформации растяжения. Видимые признаки —
трещины в фундаментах и стенах зданий, имеющие раскрытие,
Таблица 13.4
Классификация объектов по категориям охраны
I II III
Сооружения основного подъемного комплекса Компрессорные станции производительностью свыше 100 м3/мин Магистральные желез- ные дороги МПС Многоэтажные жилые дома Основные стволы Стволы и камеры подъ- емных машин слепых шахт Основные здания завод- ских цехов и дымовые трубы Русла больших рек, ес- тественные и искусст- венные водоемы Сооружения основных вен- тиляционных шахт Компрессорные станции производительностью 100 м3/мин и менее Железные дороги местного значения Административно - бытовые комбинаты, здания жилые и общественные (2—3-этажиые) Шахтные и заводские ко- тельные Опоры высоковольтных ли- ний электропередач и элек- троподстанций Основные центральные и фланговые вентиляционные стволы, шурфы Камеры общешахтпого на- значения Основные капитальные от- каточные выработки: квершлаги, полевые штре- ки Основные вертикальные и горизонтальные вентиляци- онные выработки Опоры вспомогатель- ных ЛЭП местного значения Шоссейные дороги Канализационные ко- лодцы Одноэтажные здания Сады, парки, водое- мы Выработки, предна- значенные для об- служивания одного этажа или его части Участковые камеры Участковые вентиля- ционные сбойки Канализационные коллекторы Рудные залежи
Таблица 13.5
Ожидаемые сдвижения и деформации охраняемых территорий
Подрабатываемая терри- тория Относительные го- ризонтальные де- формации растяже- ния или сжатия, * МЦ'М Наклон, мм/м Радиус кривиз- ны. км
irpynna категория охраны
I 12>е>8 20>i>10 1<л<3
II III 8>е>5 10>i>7 3cR<7
III II 5>е>3 7>i> 5 7«7?<12
IV I 3>е>0 5>f > 10 12с/?<°о
Таблица 13.6
Коэффициенты перегрузки
Параметры сдвижения Ожидаемые Вероятные
Оседание пл 1,2 1,1
Горизонтальное сдвижение пс 1,2 1,1
Наклон ги 1,4 1,2
Кривизна пк 1,8 1,4
Относительные горизонтальные деформации 1,4 1,2
растяжения — сжатия Уступ nh 1,4 1,2
Таблица 13.7
Знаки сдвижений и деформаций
Положительный
Отрицательный
Оседание
Горизонтальные сдвижения в сторо-
ну восстания и в сторону простира-
ния залежи
Наклоны в сторону восстания и в
сторону простирания
Кривизна и радиус кривизны вы-
пуклости кривой оседания
Растяжение
Поднятие
Горизонтальные сдвижения в сто-
рону падения и в сторону, обрат-
ную простиранию залежи
Наклоны в сторону падения и в
сторону, обратную простиранию
Кривизна и радиус кривизны вогну-
тости кривой оседания
Сжатие
одинаковое на всем протяжении или уменьшающееся снизу
вверх.
Все сооружения и природные объекты по своему значению,
конструктивным особенностям, характеру эксплуатации и воз-
можных повреждений при подработке подразделяют па три ка-
тегории охраны (табл. 13.4).
Ожидаемые сдвижения и деформации охраняемых террито-
рий в зависимости от категории охраны в первой степени при-
ближения могут быть установлены согласно Строительным
нормам и правилам (СНиП II-8—78, ч. II, гл. 8) (табл. 13.5).
Расчетные сдвижения и деформации, принимаемые для раз-
работки мер по охране зданий и сооружений, определяют ум-
ножением ожидаемых или вероятных сдвижений и деформаций
на коэффициенты перегрузки (табл. 13.6). Более точные зна-
чения допустимых и предельных деформаций земной поверхно-
сти можно установить по рекомендациям Правил охраны со-
оружений и природных объектов от вредного влияния подзем-
ных горных разработок на угольных месторождениях [35].
Сдвижения и деформации могут быть положительными или
отрицательными (табл. 13.7).
С увеличением глубины разработки деформации земной по-
верхности уменьшаются за счет более плавного распределения
их в мульде сдвижения. При отношении глубины разработки
Не к отрабатываемой мощности залежи т, равном коэффици-
енту безопасности Кб, деформации земной поверхности стано-
вятся безопасными для охраняемых объектов:
Кб=Нб/т. (13.3)
Соответствующая этому отношению глубина Н5 называется
безопасной:
Нб = КбГп.
(13.4)
13.2. КОМПРЕССИОННЫЕ СВОЙСТВА ЗАКЛАДОЧНЫХ СМЕСЕЙ
По сжимаемости закладочные материалы разделяют на
пять классов.
Первый — деформация не превышает 2%, обычно это высо-
копрочная твердеющая закладка.
Рис. 13.3. График зависимости дефор-
маций е твердеющей закладки от ве-
личины отношения напряжения к пре-
делу прочности закладки на одноосное
сжатие gz/gсж-
1, 2, 3 — составы твердеющей закладки с за-
полнителем — дробленым доломитом фракций
0,25; ОДО; 0—5 мм соответственно
Рис. 13.4. График зависимости дефор-
маций е твердеющей закладки от дав-
ления q\
а — гранитный щебень (7, 2, 3, 4, 5, 6) и смесь
щебня с песком (7, 8, 9); б — известковый ще-
бень (/, 2, 3) и смесь щебня с песком (4, 5, 6);
в — галечник (7, 2) и смесь щебня с песком
(3. 4)
О 1,2 2,4 3,6 4,^,МЛа 0 1,2 2,4364,6^^ 0 1,2 2,4 3,6 ?,МПа
Таблица 13.8 Коэффициент безопасности Таблица 13.9 Эмпирические коэффициенты регрессии
Категория охраняемых объектов Месторождения Заполни- тель фрак- ции, мм а ь С
рудные угольные
I 150 300 0—5 1,2 0,09 0,54
II 100 200 0—10 0,8 0,08 0,45
III 50 100 0—25 0,6 0,07 0,36
Таблица 13.10
Эмпирический коэффициент пропорциональности для твердеющей
закладки (Норильский ГМК)
Смесь Тип вяжущего Заполнитель Коэффициент к»
Песч ано -цем ент- ная из заложен- ных пустот Цемент Песок крупностью <0,5 мм 1,35
На сложном вя- жущем Цемент, ангидрит, граншлак Дробленые породы 1,30
То же Цемент, ангидрит, граншлак То же 0,86
» Цемент, ангидрит, граншлак Дробленые породы крупностью <10 мм 0,46
Ангидритовые Ангидрит, цемент Дробленый ангидрит 0,25
Второй — деформация 2—5%—твердеющая закладка сред-
ней прочности.
Третий — деформация 5—10%—комбинированные массивы,
состоящие из твердеющего и сыпучего материалов или низко-
прочной твердеющей смеси.
Четвертый — деформация 10—15%—дробление породы с
включением мелких фракций в незначительных количествах.
Пятый — деформация свыше 15%—однородные по грану-
лометрическому составу дробленые породы.
Деформации определяют при объемном сжатии. Длитель-
ность воздействия нагрузки определяют до момента прекраще-
ния роста деформации. Строят график зависимости е от вели-
чины отношения напряжения oz к пределу прочности на одно-
осное сжатие цсж (рис. 13.3).
График зависимости деформаций твердеющей закладки на
основе гранулированных шлаков от давления показан на
рис. 13.4.
В составах с крупностью зерен <25 и 10 мм доля доломита
фракции >5 мм составила 40%. Значения деформаций в зави-
Таблица 1311
Компрессионные свойства закладки НТМК
Состав* и крупность (мм) заполнителя Ссж, МПа Деформация, %
хвосты дробленый из- вестняк дробленый из- вестняк и1 хвосты
+2,5 _ 3,4 1,5
+ 1,0 — — 2,8 2,2
+0,1 — — 0,7 13,5
Смесь +2,5 и +0,1 — — 2,5 2,5
— +2,5 . 3,4 1,5
— +1,0 — 3,5 1,4
— +0,1 — 4,0 1,2
— Смесь +2,5 и +0,1 — — —
— —. — 3,5 1,5
— — +2,5 3,4 1,5
— — + 1,0 3,2 1,8
— — +0,1 2,3 3,5
— — Смесь +2,5 и +0,1 3,0 2,1
* Состав и расход вяжущего: 350—360 кг граншлака НТМК и 40—50 кг цемента
МЗОО.
Таблица 13.12
Коэффициенты регрессии компрессионных свойств гидрозакладки
Гидравлическая закладка Начальная пустотность По, % Е D
Однородный дробленый доломит 47—50 0,22 0,021
фракции 1—5 мм То же, фракций 5—10, 5—15, 5— 25 мм 44—45 0,25 0,024
Смесь дробленого доломита фрак- ций 1—2,5; 2,5—5 с фракцией — 1 мм 21,5 0,42 0,042
То же, фракций 5—10, 5—15 с фрак- цией —1 мм 19,7 0,39 0,062
Смесь дробленого доломита преры- 18,6 0,85 0,045
вистого состава фракции 5—15 мм с фракцией — 1 мм Доломит фракции 0,1—0,2 мм 17,8 1,21 0,072
симости от отношения действующего вертикального напряже-
ния Gz к пределу прочности закладки на одноосное сжатие
беж'
При Од^^1,5Осж
8 = ПОг/Осж j
(13.5)
Таблица 13.13
Компрессионные свойства закладочных материалов
Закладочный материал Деформация (%) при давлении, МПа
5,1 6.8 8,5 20,4
Сланцы фракции 10—25 мм 19,6 21,6 23 27,5
Сланцы фракции 10—25 мм с боль- 9,0 10,2 11,5 15,6
шой пропорцией мелких зерен 16,4
Сланцы фракции 4—10 мм 5,7 13,3 12,0
Белый кремнистый песок (чистый) 2,5 2,9 3,3 5,1
Зеленоватый песок, слабоглипистый 4,6 5,0 5,5 10,5
Смесь:
сланцев 90% и песка 10% 9,1 9,7 10,6 12,1
80 20 8,2 9,0 9,9 11,4
60 40 6,5 7,0 7,4 9,0
40 60 4,0 4,5 4,9 6,9
20 80 7,8 8,7 9,3 И.7
Таблица 13.14
Компрессионные свойства шлаков
Шлак фрак- ции, мм Деформация (%) при давлении, МПа
1 2 5 10 20
Доменных отвальных
0,7 2,4 4,8 9,0 14,5 19,0
7—30 6,8 12 24 34 40
20—50 10 20 30 40 47
0—40 2,2 4,5 8,5 13,2 17
Котельных
0,7 5 9 16 24 30
7—30 12 20 32 44 55
30—50 15 25 40 55 65
0—40 6 12 20 28 35
при 1,5оСж<О2<6с сж
8=ООг/Осж(1 — ^Пг/Осж + с), (1
где а, Ь, с — коэффициенты регрессии (табл. 13.9).
Деформационные свойства твердеющей закладки на рудни-
ках Норильского ГМК, по данным [28], аппроксимируются за-
висимостью
q /Осж^б;
е = Лэ—,
°сж
(13.7)
где е — коэффициент компрессии, %; Кэ — эмпирический ко-
эффициент пропорциональности (табл. 13.10); q — давление в
закладочном массиве, МПа.
Таблица 13.15
Компрессионные свойства тонкозернистых песков
Категория песка Гранулометрический состав песка, мм Деформация при давле- нии 15 МПа, %
I -0,1(10%) 0,1—0,2(90%) 5
II -0,1(20%) 0,1—0,2(80%) 10
III —0,1(30%) 0,1—0,2(70%) 15
Таблица 13.16
Компрессионные свойства закладочных материалов
Иртышского полиметаллического комбината
Увлажненный закладочный материал Начальная пустотность Па, % Коэффициент усадки е при давлении, МПа
1 2 5 10 20 30
Фракции 5—10, 10—15, 15—20, 100—150 мм 46—49 0,07 0,12 0,23 0,30 0,34 0,37
Смесь щебня с мелочью (30%) 30 0,04 0,07 0,10 0,13 0,16 0,18
Смесь щебня с мелочью (45%) Смесь щебня, мелочи (35—40%). мелкозерни- стого песка или хвостов обогатительной фабрики (15-20%) 18 0,01 0,01 0,02 0,03 0,04 0,06
16 0,02 0,02 0,02 0,03 0,05 0,06
Смесь щебня, мелочи (25—30%), цемента (10%) 18—20 0 0 0 0,01 0,03 0,06
Смесь мелочи (45% и более), хвостов (10— 15%), цемента (10%) 11—13 0 0 0 0,01 0,02 0,03
Хвосты 26—28 0,02 0,03 0,04 0,06 0,08 0,10
Компрессионные свойства закладки НТМК приведены в
табл. 13.11.
Коэффициент бокового распора Л по данным [28] линейно
связан с давлением q:
при условно-мгновенном нагружении
Х=0>08+0>12^/осж; (13.8)
Таблица 13.17
Компрессионные свойства породного материала
при строительстве гидросооружений
Кривые рис. 13.4 Фракция, мм Начальная пустотность По, % Деформация при давлении 6 МПа. %
щебня песка общая
4 Щебен 25—50 ь из гран 49,6 и т а (см. ри с. 13.4, а) 49,6 20,1
5 25—50 50,4 — 50,4 21,4
4 25—50 48,1 — 48,1 18,2
3 5—10 51,5 — 51,5 24,2
2 5—10 51,8 — 51,8 24,4
1 5—10 52,2 — 52,8 25,1
6 25—50 43,3 — 43,3 13,8
7 25—50 50,7 44,0 22,3 3,1
7 25—50 48,9 44,8 26,4 3,1
8 25—50 49,2 43,2 21,2 2,8
9 25—50 44,1 41,0 18,2 1,9
9 25—50 42,6 43,6 18,6 1,7
6 Щебень 25—50 из из в ест 43,4 н я к а (см. 41,9 рис. 13.4,6) 18,2 1,9
5 25—50 47,4 43,6 20,7 3,0
4 25—50 48,1 45,1 24,1 6
3 25—50 43,4 -—- 43,4 17,3
2 25—50 47,4 — 47,4 20,1
1 25—50 52,2 — 52,2 25,1
4 I 25—50 ' а л ь к а (сь 41,8 1. рис. 13.4, в 43,6 18,1 2,5
3 25—50 43,3 44,0 19,0 3,0
2 25—50 42,9 — 42,9 7,5
1 25—50 42,9 — 42,9 9,6
при длительном нагружении
%=0,08+0,189/0СЖ-
Компрессионные свойства сыпучей закладки из
доломита аппроксимируются уравнением вида
(13.9)
дробленого
E + Dq ’
(13.10)
где q — давление в гидрозакладочном массиве, МПа; Е, D —
эмпирические коэффициенты (табл. 13.12).
Компрессионные свойства различных типов пород приведе-
ны в табл. 13.13— 13.18.
При стадийной отработке запасов блока, участка месторож-
дения камеры могут закладываться твердеющей смесью пони-
женной прочности или сыпучим материалом. Искусственный
массив представляет собой чередование целиков из твердею-
щей и гидравлической закла-
док. График зависимости де-
формаций комбинированного
искусственного массива от дав-
ления представлен на рис. 13.5.
13.3. МЕТОДЫ РАСЧЕТА
ДОПУСТИМЫХ
КОМПРЕССИОННЫХ СВОЙСТВ
ИСКУССТВЕННЫХ МАССИВОВ
Рис. 13.5. График зависимости де-
формаций е комбинированного ис-
кусственного массива от давления q:
1, 2, 3 — объем гидрозакладки от общего
объема заполнителя соответственно 25, 50,
75%
Искусственный массив под
охраняемыми объектами дол-
жен обладать определенными
деформациями, т. е. допусти-
мыми компрессионными свойствами, которые не должны превы-
шать предел, устанавливаемый по одному из условий (13.11) (в
случае доминирующего влияния одного из них) либо по обоим.
Тогда выбирается минимальное значение:
£доп,
(13.11)
где е, Сдоп — соответственно ожидаемые и допустимые дефор-
мации растяжения — сжатия подрабатываемой территории;
(д’доп — ожидаемые и допустимые наклоны.
Допустимые деформации закладки под охраняемой террито-
рией:
ПО уСЛОВИЮ С'^Едоп
е=--------10~3/-едоп-------1--------^+1; (13.12)
AmF' (л qo cos а |/ А Ат
ПО условию 1<1доп
е =-------10~3/-»доп 1--------—р]( (13.13)
AmS' (z) <7о cos а у nyi2 А Ат
где L — минимальная длина полумульды, м. Величина L при-
нимается на основании графической отстройки мульды по уг-
лам сдвижения р, у и б и по углам полных сдвижений у границ
подработки: нижнего <pi = 7—а или <р1 = рг—0,7 а; верхнего
ф2=Р + а; по простиранию <рз=б (рис. 13.6). Здесь а — угол за-
легания залежи; еДОп — допустимые деформации растяжения —
сжатия охраняемой территории, мм/м. Устанавливаются в за-
висимости от степени важности инженерных объектов, распо-
ложенных на подрабатываемой территории; А — коэффициент
заполнения выработанного пространства закладкой, доли еди-
ницы; т — мощность отрабатываемой залежи, м; F'^ — функ-
Таблица 13.18
Коэффициент усадки закладочных материалов на угольных месторождениях
Угол
Закладочный материал 50
100 200 300 400 500 600 100
Дробленые породы кузнец кой свиты фракции 0— 0,235 0,280 0,300 0,315 0,330 0,335 0,220
80 мм
Дробленые горелые породы фракции 0—10 мм 0,070 0,102 0,125 0,141 0,159 0,173 0,065
Дробленые песчаники фрак- ции 0—10 мм 0,080 0,109 0,130 0,149 0,165 0,180 0,075
Песок ижморский (глини- стых частиц 2—12%) 0,031 0,050 0,064 0,075 0,085 0,093 0,028
Песок бийский 0,017 0,027 0,035 0,042 0,046 0,050 0,014
Шихта 1: песок (50%); 0,048 0,073 0,080 0,102 0,114 0,128 0,043
дробленые породы кузнец- кой свиты фракции 0— 60 мм (50%)
Шихта 2: дробленые горе- лые породы фракции 0— 0,120 0,153 0,172 0,181 0,188 0,191 0,105
10 мм (50%) и дробленые породы кузнецкой свиты фракции 0—80 мм (50%) Твердеющая закладка: дробленые породы кузнец- кой свиты (отсев) 0,6 мм — 1100 кг/м3, молотый гран- шлак КМК — 300 кг/м3, портландцемент М400—50 кг/м3, вода — 400 л/м3, воз- раст твердения 28 сут 0,010 0,019 0,028 0,036 0,045 0,053 0,008
ции типовых кривых растяжения — сжатия; S'(z) — функции ти-
повых кривых наклона; qo — относительное оседание (по дан-
ным экспериментальных исследований для большинства руд-
ных месторождений qo = 0,65—0,75); ni = К, , п2 = К — —
н н
коэффициенты подработанности соответственно по простиранию
и вкрест простирания, м; К — усадка закладки под собственным
весом в последнем слое (7<=0,5tgq)3; обычно /<=0,02—0,04);
Я —глубина разработки, м; hH— мощность последнего доза-
кладываемого слоя, м.
Максимальные значения функции S' (г) в зависимости от
п:
.......................>1 .... 0,8 .... 0,6 ... . <0,4
S'(z) . , . . . . 2,2 .... 1,98. ... 1,89 ... 1,92
падения, градус
70
90
Глубина горных работ, м
200 300 400 500 600 100 200 300 400 500 600
0,270 0,290 0,305 0,32 0,330 0,215 0,265 0,285 0,300 0,310 0,325
0,090 0,111 0,130 0,143 0,158 0,060 0,083 0,107 0,125 0,138 0,150
0,100 0,120 0,137 0,153 0,164 0,073 0,097 0,115 0,130 0,147 0,159
0,045 0,058 0 068 0,078 0 085 0,025 0,042 0,053 0,064 0,072 0,080
0,023 0,086 0,031 0,082 0,037 0,095 0,043 0,104 0,046 0,112 0,012 0,038 0,022 0,063 0,030 0,078 0,035 0.090 0,041 0,100 0,047 0,109
0,143 0,162 0,174 0,182 0,188 0,100 0,140 0,157 0,172 0,179 0,185
0,018 0,023 0,010 0,019 0,028 0,036 0,045 0,053 0,008 0,018 0,023
При малой степени подработанности процесс сдвижения мо-
жет вообще не распространяться до земной поверхности. Для
слепых изолированных залежей правильной формы влияние
размеров выработанного пространства оценивается отношением
H/L. Условие, при выполнении которого земная поверхность не
претерпевает деформаций, имеет вид [35]
H>Hv = k' 300м^,_
р L' + 74тэ
(13.14)
где Н — глубина до верхней границы залежи; Нр — расчетная
предельная глубина до верхней границы залежи, начиная с ко-
торой земная поверхность не претерпит критических деформа-
ций; L' — горизонтальная проекция рудной залежи; k' — коэф-
фициент, учитывающий крепость вмещающих пород.
Рис. 13.6. Распределение сдвижений и деформаций в мульде сдвижения при
пологом залегании рудного тела:
а — разрез вкрест простирания; б — разрез по простиранию; О]—О2 — плоское дно муль-
ды сдвнження; Н — глубина разработки; 1 — оседание; 2 — сдвижения горизонтальные;
3 — наклонные; 4— кривизна; 5 — горизонтальные деформации сжатия — растяжения
Ориентировочное значение k' в зависимости от коэффици-
ента крепости пород по шкале М. М. Протодьяконова:
f.......2—5..........5—9.........>9
А' .... I ...........0,9........0,8
Эффективная (приведенная) мощность залежи определяет-
ся из выражения
тэ = т(1—Л+Де). (13.15)
Максимальные значения функции F\Z) в зависимости от Р.
Полумульда по восстанию п>1, /г'=0,25
Р=0 Р-0.2 Р=0.3 Р=0.5 Р=1.1 Р-1,2 Р=1,5 Р-2,0
0,55 0,45 0,4 0,50 1,1 1,2 1,5 2,0
0,5 0,40 0,36 0,50 1,1 1,2 1,5 2,0
/г=0,6
0,47 0,38 0,33 0,50 1,1 1,2 1,5 2,0
ns£0,4
0,48 0,36 0,32 0,5 1,1 1,2 1,5 2,0
Полумульда по падению /1^1, /г'=0,15
Р=0 />=0.2 Р=0.3 Р=0,5 р=1,1 Р=1,2 Г>=1,5 Р=2,0 Р=2,2 />=2,5
1,09 1,33 1,45 1 ,81 2,94 3,15 3,7 4,64 5,02 5,58
/1=0,8
0,91 1,14 1,28 1,57 2,55 2,74 3,32 4,37 4,65 5,21
/1=0,6
1,29 1,29 1,29 1,29 2,43 2,53 3,11 4,05 4,42 1 4,99
/1^0,4
1,5 1,5 1,5 1,5 2,41 2,58 3,13 4,03 4,39 4,91
Для крутых мощных угольных месторождений эффективная
мощность пласта
m3=kP[hki(i—e)+emJ, (13.17)
где kP — коэффициент, зависящий от применяемой системы раз-
работки и вида закладки (табл. 13.19); hkl — величина сбли-
жения кровли с почвой (конвергенция) в зоне опорного давле-
ния и на участке между забоем и закладочным массивом; е —
коэффициент усадки закладочного массива (см. табл. 13.18).
Для других пологих пластов
tn3 = (.hK+h'H) (1 — e) + me, (13.18)
где hK — величина сближения кровли с почвой (конвергенция)
до возведения закладочного массива; при отставании закладоч-
ного массива от забоя на 8—20 м Лк = 0,15 т; h'H — неполнота
заложения (среднее расстояние от верха закладочного массива
до кровли пласта: при механизированной выемке пластов длин-
Таблица 13.19
Коэффициент /гр
Система разработки Вид закладки
Наклонными слоями с выемкой ко- роткими полосами Гидравлическая 1,3
Поперечно-наклонными слоями, на- клонными слоями То же 0,7
Длинными столбами Твердеющая 0,4
Таблица 13.20
Коэффициент усадки закладочного массива
Глубина раз- работки, м Гидравличе- ская закладка Пневматиче- ская закладка Глубина раз- работки, м Гидравличе- ская закладка Пневматиче- ская закладка
300 0,17 0,31 760 0,26 0,38
380 0,19 0,33 810 0,26 0,39
430 0,20 0,43 860 0,27 0,40
530 0,22 0,35 970 0,29 0,41
570 0,23 0,36 1000 0,30 0,42
730 0,25 0,37
ними столбами по восстанию с гидравлической закладкой
/г'н = 0,01; при механизированной выемке пластов длинными
столбами по восстанию и простиранию с пневматической за-
кладкой при обычных и твердеющих смесях при боковом вы-
пуске Л'н = 0,05 и торцевом выпуске Л/н=0,01).
Усадка закладочного массива при применении в качестве
закладочного материала дробленой шахтной породы составит
фр V а
(13.19)
где р — относительная плотность закладочного массива; ф —
показатель формы частиц закладочного материала; Р — вели
чина давления кровли пласта на закладочный массив, МПа;
Осж — предел прочности образцов из закладочного массива на
сжатие, МПа; а — коэффициент, учитывающий изменение за-
кладочного материала в процессе транспорта.
При величинах, не превышающих указанные в табл. 13.20
и 13.21, деформации поверхности не будут выше е = 3-10 3.
При выемке мощных пологих пластов камерной системой с
литой твердеющей закладкой эффективная мощность пласта
_ Ун (Ь+а')т
’ * ~~ Е
(13.20)
Таблица 13.21
Эффективная мощность пластов, м
Вынимаемая мощность пласта, м Глубина разработки, м
400 600 800 1000
Вид закладки (дробленая порода фракции 0—60 мм)
1,1 1,2 1,5 1,7 3,6 0,37/0,50 0,39/0,52 0,50/0,63 0,54/0,73 1,15/1,56 0,40/0,53 0,42/0,54 0,53/0,67 0,60/0,77 1,25/1,64 0,43/0,56 0,45/0,57 0,56/0,71 0,64/0,82 1,34/1,75 0,46/0,59 0,48/0,61 0,61/0,76 0,69/0,86 1,44/1,81
Примечание. В числителе приведена эффективная мощность пластов при гид-
равлической закладке; в знаменателе —- пневматической.
Т а б л и ц а 13.22
Параметры закладочного массива при охране
подрабатываемых сооружений
Категория охраны Глубина работ, м Усадка закладоч- ного мас- сива, % Отставание массива (м) при мощности пласта, м
<0,8 0,8—1,1 >1,1 <0,8 0,8—1,1 >1,1
минимальное максимальное
I II III <500 750 1000 >1250 <500 750 1000 >1250 <500 750 1000 >1250 <500 750 1000 >1250 14—16 16—18 18—20 20—22 17 18—20 17—19 21—23 18 18—20 21—23 22—25 20 20—21 22—25 22—25 3,6 3,6 3,6 4,5 3,6 3,6 5,5 4,3 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 2,7 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 4,5 4,4 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 4,5 2,7 2,7 3,6 6,0 2,7 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 3,6 8,1 9,0 9,9 10,8 9,0 9,9 10,8 10,8 9,9 10,8 10,8 11,7 10,8 10,8 Н,7 Н,7 7,2 8,1 9,0 9,9 8,1 9,0 10 8 10,8 9,0 9,9 10,8 10,8 9,9 9,9 10,8 10,8 7,2 8,1 9,0 9,0 8,1 9,0 9,9 9,9 9,0 9,9 9,9 9,9 9,0 9,9 9,9 9,9
где И — глубина работ, м; у — удельный вес породы, Н/м3;
b — ширина целиков, м; а' — ширина камер, м; Е — модуль
деформации угля, Па.
В табл. 13.22, 13.23, приведены параметры закладочного'
массива при разработке угольных месторождений.
В отличие от максимально допустимых деформаций норма-
тив компрессионных свойств устанавливают с учетом неодно-
родности деформирования искусственного массива по нормали
к главным сжимающим напряжениям:
Таблица 13.23
Параметры закладочного массива при управлении кровлей
Вид закладки Устойчивость пород кровли (почвы) Усадка закладоч- ного массива, % Отставание массива (м) при глубине разработки, м
<500 500— 1000 >1000 <500 500— 1000 >1000
минимальное максимальное
Гидр а в- личес- Устойчивая 22—25 4,5— —5,4 3,6— —4,5 2,7— —3,6 16,2 14,4 11,7
кая Средней устойчивости 22—24 3,6 3,6 2,7 14,4 И ,7 10,8
Неустойчивая 22 2,7— —3,6 2,7— —3,6 2,7— —3,6 10,8 9,9 9,0
Пневма- Устойчивая 25—28 5,4 4,5 3,6 8,1 7,2 7,2
тическая Средней устойчивости 28—25 4,5 3,6 3,6 7,2 7,2 6,3
Неустойчивая 25—28 3,6 3,6 3,6 7,2 6,3 6,3
Само- течная Устойчивая 25—35 3,6— —4,5 3,6 3,6 7,2 7,2 7,2
Средней устойчивости 25—35 3,6— —4,5 3,6 2,7 7,2 6,3 6 3
Неустойчивая 25—35 3,6 2,7 2,7 6,3 6,3 5,4
едоптпр
т
(13.21)
где еДоп — допустимые деформации искусственного массива;
тпр — приведенная мощность залежи, м (рис. 13.7); т— мощ-
ность отработанной залежи (мощность искусственного масси-
ва), м.
Расчетная величина суммарной деформации искусственного
массива
А — СпЩ— Вдоп^Ппр-
(13.22)
13.4. МЕТОД ПОДБОРА СОСТАВА ЗАКЛАДОЧНОЙ СМЕСИ
С ЗАДАННЫМИ КОМПРЕССИОННЫМИ СВОЙСТВАМИ
Метод заключается в выборе экономически эффективной
смеси, удовлетворяющей условиям безопасной подработки ох-
раняемой территории, т. е.:
оценивается сырьевая база исходных материалов, пригод-
ных для приготовления твердеющей и сыпучей закладки;
определяются по формулам (13.12), (13.13) максимально
допустимые деформации искусственного массива;
изготавливаются образцы «пр,м
различных составов смесей, S'
проводятся испытания их
компрессионных свойств или ^0 ~
используются расчетные дан- ___
ные; s'
на основании сопоставле- " s'
иия предельно допустимых де- s'
формаций и возможных де- к____i___1_____i______i__i
формаций различных видов за- 0 10 20 30 00 т1М
кладки (твердеющей, сыпу-
чей И комбинированной) со- Рис. 13.7. График зависимости при-
ставляют карту участков мес- веденной мощности залежи тпр от
торождения, па которых мож- отрабатываемой т
но применять ту или иную за-
кладку. Предпочтение отдается сыпучей и комбинированной
закладке;
рассчитывается себестоимость приготовления закладочных
смесей;
определяется эффективность разработки месторождений в
зависимости от вида закладки и способа ее возведения.
Глава 14
ЛИТОЙ СПОСОБ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ТВЕРДЕЮЩИХ
СМЕСЕЙ
14.1. СХЕМЫ ПОЛУЧЕНИЯ СМЕСИ
При этом способе предполагается получать смесь вяжущего,
активизатора, заполнителя и воды, близкую по составу к лито-
му бетону, позволяющую транспортировать ее по трубопрово-
дам и размещать в выработанном пространстве под определен-
ным углом наклона за счет действия гравитационных сил без
принудительного уплотнения. Использование на практике этого
способа позволяет получать искусственный массив высокого
качества.
Выделяют две принципиальные схемы получения смеси:
двухкомпонептную (по твердому) и многокомпонентную.
Все применяемые на практике технологические схемы при-
готовления закладочной смеси отражают одну из принципиаль-
ных схем.
14.2. СХЕМЫ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ДВУХКОМПОНЕНТНЫХ СМЕСЕЙ
Двухкомпонентные смеси на основе цемента. Схема приго-
товления цементной закладки проста. С целью получения каче-
ственной смеси цемент подают в затворитель цементного рас-
твора, а для удаления крупных фракций бункер заполнителя
(песка); оборудуют вибрационным грохотом. В отдельных слу-
чаях, как на закладочном комплексе шахты «Анненская-1», для
дробления комков и глинистых включений используют молотко-
вую дробилку.
Схема закладочного комплекса производительностью 75—
150 м3/ч с использованием привозных заполнителей и цемента
дана на рис. 14.1.
Приведенную схему приготовления закладки применяют на
Тишинском, Иртышском, Зыряновском и других рудниках.
На руднике им. 40-летия ВЛКСМ (рис. 14.2) хвосты обога-
тительной фабрики, обесшламленные в гидроциклонах, подают
в смеситель. Одновременно в смеситель поступают строго дози-
рованные порции цемента. Из смесителя песчано-цементная
смесь подается в виброактиватор, а затем в скважину. По этой
же схеме построен закладочный комплекс Риддерского руд-
ника.
Недостатком приведенных схем является то, что, кроме це-
мента, технологически невозможно использовать другие вяжу-
щие материалы, требующие предварительной подготовки (дро-
бление, помол).
Использование пород вскрыши в качестве заполнителя зна-
чительно усложняет схему приготовления смесей.
Для приготовления твердеющей смеси закладочным комп-
лексом на руднике «Текели» используют дробленую породу,
добываемую в карьере. Пройдя через несколько стадий дроб-
ления и грохочения, порода по перепускным восстающим, и не-
скольким штольням попадает в распределительные бункера,
откуда по системе ленточных конвейеров поступает в прием-
ные бункера комплекса, оборудованные дозаторами. Порода
из бункера и цемент из силоса, смешиваясь на конвейере в су-
хом виде, попадают в бетономешалку производительностью
200 м3/ч. Готовая смесь подается в шахту по трубопроводу ди-
аметром 197 мм, проложенному по стволу шахты «Вспомога-
тельная».
На современных рудниках кроме дробления и грохочения
с целью получения несущей фазы смеси предусматривают по-
мольно-смесительное отделение (рис. 14.3). Схема включает
трехстадийное дробление породы фракции 0—1200 мм с выхо-
дом фракции 0—20 мм в замкнутом цикле. При всей сложнос-
ти схема имеет достоинство — наличие помольно-смесительного
отделения позволяет приготовлять закладку на основе много-
компонентного вяжущего.
Двухкомпонентные смеси на основе доменных гранулиро-
ванных шлаков. Применение в качестве вяжущего активного
гранулированного доменного шлака незначительно усложняет
схему приготовления смеси (рис. 14.4).
Рис. 14.1. Схема приготовления цементной закладки:
1 — склад заполнителя; 2 — скрепер; 3 — колосниковый грохот; 4.— бункер; 5 — питатель;
€— ленточный конвейер; 7 — виброгрохот; 8—расходный бункер заполнителя; 9— пита-
тель; 10 — питатель цемента; 11 — расходный силос цемента; 12 — приемная силоса це-
мента; /3 — цементовоз; 14 — бак с постоянным уровнем воды; 15 — расходомер воды;
16-—затворитель цемента; 17—барабанный смеситель; 18— уравнительный смеситель
Рис. 14.2. Схема приготовления твердеющей закладки на руднике им. 40-ле-
тия ВЛКСМ:
I — обогатительная фабрика; II — насосная; III — промежуточная насосная; IV — комп-
лекс приготовления закладки; 1 — насосы; 2 — гидроциклон; 8 — зумпф; 4 — промежу-
точный силос; 5 — расходный силос цемента; 6 — приемные силосы цемента; 7 — доза-
тор цемента; 8 — смеситель; 9 — виброактиватор
Шлак, доставляемый с металлургического завода в желез-
нодорожных вагонах, разгружают в два открытых склада /,
расположенные по обе стороны железнодорожных путей, а за-
тем скреперными лебедками 3 загружают в два бункера 2 вме-
стимостью 28 м3 каждый. Из бункеров вибропитателями шлак
подается на ленточный конвейер 4, который доставляет его в
шаровую мельницу 5. Выходящая из мельницы пульпа по пуль-
попроводу 6 поступает в смеситель 10.
Песок из открытого склада 7 скреперуют в бункер для
песка 8 и затем1 посредством конвейера 9 подают в смеситель
Рис. 14.3. Схема приготовления твердеющей закладки с использованием по-
род вскрыши:
1 — щековая дробилка; 2 — грохот; 3, 4— конусные дробилки; 5 — грохот; 6, 7 — бунке-
ра; 8— шаровые мельницы; 9, 10 — смесители; 11— бункера для цемента; 12 — чан
Рис. 14.4. Схема приготовления твердеющей закладки на основе доменного
гранулированного шлака
10. Готовая закладочная смесь поступает в закладочный трубо-
провод 11.
Подобные закладочные комплексы применяют на рудниках
Криворожского бассейна.
14.3. СХЕМЫ ПРИГОТОВЛЕНИЯ МНОГОКОМПОНЕНТНОЙ СМЕСИ
Схемы предусматривают использовать в качестве вяжущего
различного рода шлаки или отходы производства, которые ма-
лоактивны и требуют добавки активизатора, в большинстве
случаев цемента или других материалов. Такие смеси применя-
ют на рудниках Норильского ГМК, Запорожского ЖРК, Со-
коловско-Сарбайского ГОКа, Нижнетагильского металлурги-
ческого комбината и др.
Схема приготовления трехкомпонентной закладки приведе-
на на рис. 14.5. Производительность установки 50 м3/ч.
Шлак
Рис. 14,5. Схема приготовления закладочной смеси на основе гранулиро-
ванных шлаков с добавкой цемента:
1 — склады шлака, песка; 2— приемные бункера шлака, песка; 3 — конвейер; 4— шаро-
йвая мельница: 5 — цементные силосы; 6 — смеситель
Рис. 14.6. Схема приготовления твердеющей закладки с использованием пе-
сков вскрыши и текущих хвостов обогащения на подземном руднике Гай-
ского ГОКа
Гранулированные доменные шлаки со склада траншейного
типа загружают скреперными установками через грохоты в
рабочие бункера, откуда подают вибропитателями на конвей-
ер и далее в шаровую мельницу. Помол шлаков мокрый, вы-
ход фракции —0,074 мм — 65—75%. Соотношение твердого к
жидкому Т:Ж=1:0,5—1:0,6. Из мельницы пульпа поступа-
ет в смеситель непрерывного действия, туда же конвейером
доставляют песок. Смесь доувлажняют до подвижности 9—
12 см. Количество песка и шлака, подаваемых конвейером,
контролируют автовесами. Цемент (активная добавка) пода-
ют в смеситель из силосов шнековым питателем. Готовый рас-
твор поступает по лотку-траншее в воронку трубопровода, про-
ложенного в скважине.
Схема, позволяющая менять при работе вид заполнителя,
включает четыре линии приготовления: шлаковую, природного
песка, сгущения отходов обогащения и цементную (рис. 14.6).
Шлак, используемый в качестве вяжущего, из склада /
скреперной установкой подается в расходный бункер 2, обору-
дованный грохотом и дозирующим устройством. Затем конвейе-
ром 3, снабженным весами, шлак подается в шаровую мель
ницу 4 одновременно с водой, поступающей также черед доза-
тор. Измельченный шлак в виде пульпы поступает из мельни-
цы в классификатор 6. Тонкомолотая фракция шлака направ-
ляется в смеситель 8, песковая фракция при помощи насоса
5 возвращается в мельницу на доизмельчение.
Природный песок из склада 1 бульдозером перемещается
в расходный бункер; 2, имеющий грохот и дозатор, затем кон-
вейером 3 подается в смеситель 8. Отходы обогащения, посту-
пающие в виде пульпы по трубопроводу с фабрики, направля-
ют для классификации и обезвоживания в классификатор 6.
Слив классификаторов возвращается на фабрику (в шламохра-
нилище), а песковая фракция следует в вакуум-фильтры 7 для
последующего обезвоживания. Песковая фракция из вакуум-
фильтров подается в смеситель 8, а фильтрат насосом 5 пере-
качивается в шламохранилище.
Цемент, являющийся активизатором, из силосов 9 питате-
лем перемещается в смеситель 8. Готовая закладочная смесь
из смесителя 10 поступает в приемную воронку закладочной
скважины, оборудованную решеткой для улавливания негаба-
рита. Конвейеры, подающие песок и шлак, оборудуют электро-
магнитами для улавливания металлических предметов. Над
закладочными скважинами устанавливают буровой агрегат
для ликвидации пробок из сцементировавшейся закладочной
смеси.
В данной схеме заполнителем служит двухкомпонентный
материал, состоящий из природного песка с некоторым коли-
чеством глины (10—25%) и твердой фракции отходов обога-
щения, которая обычно не имеет глинистого материала. Если
в качестве заполнителя используют только природный песок
или твердую фракцию отходов обогащения, поступающую из
шламохранилища, то линию сгущения отходов обогащения из
схемы исключают.
Рассмотренная схема закладочного комплекса позволяет
осуществлять заполнение выработанного пространства песком,
подаваемым гидротранспортом. Это достигается путем отклю-
чения всех линий, кроме песчаной, и соответствующим увели-
чением расхода воды.
Трехкомпонентную закладку используют также на шахтах
производственного объединения «Севуралбокситруда». Отли-
Рис. 14.7. Схема приготовления твердеющей закладки на руднике «Комсо-
мольский»:
1 — бункер для песка; 2, 3 — бункера для ангидрита и шлака; 4 — питатели качающий-
ся КТ-12; 5 — конвейер; 6 — дробилки молотковые; 7 — расходные бункера; 8 — дозаторы;
9— мельницы шаровые 4,3X13,5 м; 10 — сушильные барабаны; //—расходные силосы
цемента; 12 — дозатор цемента; 13 — шнек; 14 — репульпатор; 15 — смеситель
чительная особенность — в качестве заполнителя используют
известковый щебень местной дробильно-сортировочной фабри-
ки. Схемы его получения включают многостадийное дробление
и грохочение. Склады щебня (заполнителя) на комплексах —
открытые.
На руднике «Комсомольский» Норильского ГМК (рис. 14.7).
применяют схему с использованием двухкомпонентного вяжу-
щего и актнвизатора. Она позволяет готовить как цементно-
песчаные, так и ангидрито-шлако-цементные закладочные сме-
си. Песок в автосамосвалах, никелевый гранулированный шлак
и ангидрит в железнодорожных вагонах доставляют на склад
и разгружают в траншею. Все компоненты доставляют в по-
мольно-смесительное отделение конвейерами. Схема предус-
матривает два конвейерных става для песка.
14.4. МЕТОДИКА ПОДБОРА СОСТАВА СМЕСИ
Общие положения. В настоящее время для рудников Мип-
цветмета СССР разработано Руководство по подбору составов
твердеющих закладочных смесей в лабораторных условиях,
которое может быть рекомендовано в качестве методики под-
бора состава закладки. Далее изложены основы этой методики.
Подбор состава закладочной смеси производится после
того, как установлены требования к закладочному материалу
исходя из его назначения и условий службы, определена сырь-
евая база горного предприятия, на котором будет применяться
закладка твердеющими смесями, изучены свойства и характе-
ристики сырьевых материалов.
Предлагаемый метод подбора состава закладочной смеси
расчетно-экспериментальный: исходный состав определяют рас-
четным путем, а затем корректируют и уточняют эксперимен-
тально.
В основу метода подбора положены следующие условия
водосодержание закладочной смеси не должно превышать
суммарное значение водоудержпвающей способности всех со-
ставляющих смесь компонентов;
общее количество тонкодисперсных фракций (0—0,14 мм) в
составе закладочной смеси, включая цемент, молотые добавки
и пылевидноглинистую фракцию заполнителя, должно быть не
менее 400 кг/м3, а количество пульпы, образованной
этой фракцией, смешанной с водой, должно быть не менее,
чем объем пустот заполнителя плюс 40 л. При использовании
мелкозернистого заполнителя с количеством фракции
—0,14 мм, превышающем 20%, общее ее количество в закла-
дочной смеси лимитируется в основном требованиями проч-
ности.
Соблюдение этих условий обеспечит высокую подвижность и
связность, необходимую для транспортирования смесей по тру-
бам и укладки их в выработанное пространство, а также фор-
мирование массива с относительно однородной структурой и
требуемыми прочностными свойствами.
Согласно основным положениям теории твердения цементов,
под водоудерживающей способностью понимают предельное
количество воды, удерживаемой каждым компонентом тверде-
ющей композиции, необходимое для образования коагуляцион-
ной (связной) структуры, характерным свойством которой
является тиксотропия. Водоудерживающая способность опреде-
ляет верхний предел тиксотропной структуры и выражается
отношением количества воды, связываемой каким-либо матери-
алом, к его массе.
При количестве воды, превышающем это отношение, наблю-
дается значительная раздвижка частиц материала, при кото-
рой нарушается связность структуры. Опыт ведения закладоч-
ных работ показал, что применение несвязных, расслаиваю-
щихся смесей приводит к формированию неоднородного слоис-
того закладочного массива с большим коэффициентом вариа-
ции прочности и средней прочностью ниже требуемой.
Состав закладочной смеси (удельное количество материа-
лов на 1 м3 уплотненного закладочного материала) рассчиты-
вают с использованием метода абсолютных объемов, выражае-
мого уравнением
= Л), (14.1)
Ри Рз
где Qu, Q3 и В — расход цемента, заполнителя и воды, т/м3;
рц, рз •— плотность цемента и заполнителя, т/м3.
Исходя из особенностей закладочных смесей, предложена
следующая их классификация: смеси фракции 0—20 мм и 0—
5 мм. В качестве вяжущего может быть использован цемент
или сочетания его с вторичными материалами (сложное вя-
жущее) .
Подбор составов закладочных смесей с крупным заполните-
лем (0—20 мм).
а) . Цемент в качестве вяжущего.
Подбор состава закладочной смеси этой группы производят
следующим образом.
Рассчитывают четыре (или три) состава закладочной смеси
с расходом цемента 100—250 кг/м3.
Количество воды и заполнителя определяют с помощью си-
стемы уравнений:
-^+^-4-5=1; (14.2)
Рц Рз
В = 1,65ЯЛЭц+63<Эз, (14.3)
где НГ — нормальная густота цементного теста, доли едини-
цы; Ь3 — водоудерживающая способность заполнителя, т/т.
Если заполнитель содержит в своем составе фракции 0—
5 мм и 5—20. мм, количество этих фракций рассчитывают ис-
ходя из процентного содержания их в заполнителе. Соотноше-
ние их должно удовлетворять условию минимальной пустот-
ности заполнителя и рекомендуемому зерновому составу сме-
сей, транспортируемых по трубам.
При содержании в заполнителе фракции 0—0,14 мм в ко-
личестве, превышающем 5%, эта фракция отсеивается, и все
ее характеристики определяют отдельно, так же как и для
фракций 0,14—5,0 и 5—20 мм.
Компоненты в составе закладочной смеси определяют по
системе уравнений:
Qu | ипСз | ИЩ@3 j Ит.фСз | Q|. (14 4)
Рц Рп Рщ Рт.Ф
В — 1,65/// Фц -|- ССцвпЦз “Ь ССщбщ^з -|-
+ ОСт.фвт.ффз, (14.5)
где ап; ащ; «т.ф — содержание фракций 0,14—5,0; 5—20; 0—
0,14 мм в заполнителе, доли единицы; рп; рщ; рт.ф— плотность
фракций заполнителя 0,14—5,0; 5—20; 0—0,14 мм, т/м3; вп;
вщ; вт.ф — водоудерживающая способность фракций заполните-
ля 0,14—5,0; 5—20; 0—0,14 мм, т/т.
После расчета состава производят проверку его по объему
пульпы тонкодисперсной; фракции, который должен превышать
объем пустот заполнителя не менее чем на 40 л (0,04 м3):
Кп>77+40, (14.6)
где Vn — объем пульпы, м3 (л); П — объем пустот заполните-
ля, м3.
Объем пульпы вычисляют по формуле
у= ^ + ^+1>65^ + Q (147)
Рц Рт.Ф
Если это условие не выполняется, то увеличивают расход
цемента или вводят в смесь тонкомолотую добавку (наполни-
тель) .
б) . Сложное вяжущее.
Подбор состава закладочной смеси производят следующим:
образом.
Рассчитывают четыре (или три) состава закладочной смеси
с расходом цемента, изменяющимся в зависимости от активно-
сти основного вяжущего в пределах 0—200 кг/м3.
Общий расход вяжущего А с добавкой цемента устанавли-
вают в зависимости от коэффициента водоудерживающей спо-
собности К добавки:
К ... . . . >1,65 1,65 <1,65
А . ... . 400—600 600—700 700—800
Тонкая фракция заполнителя (0—0,14 мм) в количестве бо-
лее чем 5% включается в величину А. При значительном ее
содержании в заполнителе также учитывают ее водоудержи-
вающую способность при определении коэффициента К.
Количество компонентов закладочной смеси рассчитывают
по системе трех уравнений:
Qu । Qr i ип1?з । _осщОз_ । ит,ф@з । р _ ।. 114 8)
Pu Рд Pn Pu Тт.ф - ’ * ’ '
В = 1,65//EQU+вд<2д+ Ипвпфз+
T осщвщфз + схт.фбт.ффз! (14.9)
А = Qu+Qfl+ост.ффз, (14.10)
где <2Д— расход добавки, т/м3; рд—плотность добавки, т/м3;
вд — водоудерживающая способность добавки, т/т; А — общий
расход тонких (0—0,14 мм) фракций, т/м3.
После расчета составов закладочной смеси производят их
проверку по объему пульпы, который вычисляется по формуле
К, = + +4- 1>65НГСд4-вдед4-ат.фвт.ф(23.
Рц Рд Рт.ф
(14.11)
Если это условие не выполняется, увеличивают количество
добавки и расчет производят вновь.
Подбор состава закладочных смесей с мелким заполните-
лем (0—5 мм).
а) . Цемент в качестве вяжущего.
Подбор составов закладочной смеси этой группы произво-
дят следующим образом. Рассчитывают четыре (или три) со-
става закладочной смеси с расходом цемента 100—200 кг/м3.
Расход цемента принимают меньший по сравнению с расходом
цемента в закладочных смесях за счет того, что на мелком
заполнителе получают более подвижные смеси.
Количество компонентов в составе закладочной смеси рас-
считывают по системе двух уравнений (14.2) и (14.3) или
уравнений
Qa । ипС?з । ит,<]Х?з । £_ ।12)
Рц Рп Рт.ф ‘ Л
,В= 1,65ЯГ(2ц+апвп(?3+ат.фвт.ф(?з- (14.13)
Проверку по объему пульпы производят так же, как и при
подборе смесей с крупным заполнителем (п. «а»). Объем пуль-
пы рассчитывается по формуле (14-7).
б) . Сложное вяжущее.
Рассчитывают четыре (или три) состава закладочной сме-
си с различным расходом цемента в зависимости от активно-
сти основного вяжущего в пределах до 200 кг/м'3.
Общее количество тонкодисперсных фракций устанавлива-
ют в зависимости от коэффициента водоудерживающей способ-
ности добавки и тонкой фракции заполнителя.
При использовании в качестве заполнителя хвостов обога-
тительных фабрик, содержащих более 20% фракции —0,14 мм,.
общее количество цемента и добавки определяют в основном
по условиям прочности.
Компоненты в составе закладочной смеси рассчитывают по
системе трех уравнений:
Фц I Фд I ипОз I C'-T.tliQa I jg _ 1 • (1414)
Рц Рд Рп Рт.ф
В = (14.15)
Л = $ц + (?д+ат.ф(Э3. (14.16)
Как показала практика подбора составов закладочных сме-
сей с мелкозернистым заполнителем, обладающих высокой во-
допотребностью (более 10%), при их приготовлении наблюда-
лось значительное водоотделение (несмотря на то, что коли-
чество воды в смесях соответствовало суммарному значению
водоудерживающей способности всех составляющих компонен-
тов).
Согласно теории твердения бетонов, водопоглощение у за-
полнителей в смесях происходит в несколько иных условиях,,
чем при непосредственном их соприкосновении с водой. Фор-
мирование коагуляционной структуры цементного (либо с до-
бавками) геля сопровождается постепенно развивающимся
процессом насыщения жидкой фазы ионами минералов цемен-
та. В связи с этим снижается интенсивность насыщения запол-
нителей в смесях с жидкой фазой. Особенно это явление замет-
но при использовании мелкозернистого заполнителя с высокой
водоудерживающей способностью и большим количеством
фракции —0,14 мм.
Учитывая это, водопотребность смеси предлагается рассчи-
тывать с применением формулы Ю. М. Баженова:
В~1£5Н1 <2ц + Пдфд+ ИпПпфз-Ь
+ ат.ф(вт.ф — 0,25)Q3. (14.17)
В некоторых случаях при применении неактивных добавок
к цементу, обладающих высокой водоудерживающей способ-
ностью, водопотребность их в смеси рассчитывают по формуле
Вд=(вд —0,25)<Эд. (14.18)
Проверку составов закладочной смеси по объему пульпы
производят так же, как и при подборе смесей с крупным за-
полнителем (п. «б»). Объем пульпы рассчитывают по формуле
(14.11).
При недостатке пульпы увеличивают количество добавки и
расчет проводят вновь.
При применении в качестве заполнителя в закладочных
смесях мелких хвостов обогатительных фабрик, содержащих до
80—90% фракции —0,14 мм, проверку рассчитанных составов
по объему пульпы не проводят, поскольку заполнитель почти
полностью входит в ее состав.
Экспериментальная проверка и корректировка составов за-
кладочных смесей. После того как состав закладочных смесей
рассчитан и проведена их проверка по объему пульпы, приго-
товляют пробные замесы составов с различным расходом це-
мента (три или четыре состава).
При достаточном опыте исполнителей и использовании изу-
ченных ранее материалов целесообразно уменьшить диапазон
расходов цемента, приблизив их к ожидаемому оптимальному.
Определяют подвижность приготовленных составов по осад-
ке конуса для смесей с крупным заполнителем и по погруже-
нию его для смесей с мелким заполнителем.
При подвижности смеси, соответствующей требуемой, из
нее изготовляют контрольные образцы в количестве не менее
трех на каждый необходимый срок испытания.
Если подвижность смеси не соответствует требуемой, про-
изводят ее корректировку. При меныпей подвижности смеси в
опытный замес добавляют воду и вяжущее в количестве 5—
10%, при большей подвижности добавляют компоненты запол-
нителя в принятом соотношении в количестве 5—10%.
Расхождение между фактической плотностью подобранного
состава и расчетной должно составлять не более 3%, при
большем расхождении состав смеси уточняют умножением ве-
личины расхода каждого компонента на коэффициент, опреде-
ляемый по формуле
Д=Рф/Рр, (14.19)
где рф, рР — плотность в разрыхленном состоянии соответствен-
но фактическая и расчетная, т/м3.
После корректировки состава смеси по подвижности и плот-
ности из нее изготовляют контрольные образцы на требуемый
срок испытания.
Результаты испытания образцов затвердевших закладоч-
ных смесей трех или четырех составов (с различным расходом
цемента) обрабатывают и строят график зависимости прочно-
сти от расхода цемента. После этого по графику путем интерпо-
ляции выбирают состав с таким расходом цемента, который
позволяет получить требуемую прочность закладочного мате-
риала в определенном возрасте твердения. Если оптимальный
расход цемента не соответствует ранее принятым для расчета
составам, то его рассчитывают вновь (с оптимальным приня-
тым по графику расходом цемента) и делают пробный замес.
После замеса нового состава, корректировки его подвижности
и плотности (в случае необходимости) готовят контрольные
образцы для испытания их на прочность. Если отклонение
прочности образцов от требуемой не превышает 10—15%, то
данный состав закладочной смеси рекомендуют к опытно-про-
мышленной проверке. При отклонении прочности образцов от
требуемой более чем на 15% состав корректируют вновь изме-
нением расхода цемента.
Особенности подбора составов закладочных смесей с хими-
ческими добавками. Ввод химических добавок в состав закла-
дочной смеси предусматривает ускорение твердения, улучшение
технологических свойств (подвижности, однородности, нерас-
слаиваемости) и снижение расхода цемента.
Добавки выбирают с учетом требований и рекомендаций по
их применению, а также технико-экономических показателей
технологии приготовления и применения закладочных смесей.
Расход цемента в составах закладочных смесей корректи-
руют при введении химической добавки по показателям требуе-
мой прочности и подвижности.
Подбор составов закладочных смесей с химическими до-
бавками производят следующим образом.
Экспериментально устанавливают оптимальное количество
добавки, при котором происходит максимальный прирост проч-
пости (при добавке-ускорителе) или подвижности (при добав-
ке-пластификаторе) исследуемых составов. При этом количе-
ство добавки-ускорителя не должно превышать 2—3% Для
СаС12 и 1—2% для Na2SO4, добавки-пластификатора — 0,9—
1,25% от массы цемента.
Для введения в закладочную смесь необходимого количест-
ва добавки заранее приготавливают водный раствор ее повы-
шенной концентрации (5—10%).
Расход раствора повышенной концентрации Л,> определяют
по формуле
АР=ЦС/(Крр), (14.20)
где Др — расход раствора добавки на 1 м3 смеси, л; Ц — рас-
ход цемента на 1 м3, кг С — дозировка добавки, % от массы
цемента; ^p— концентрация приготовления раствора, %; р —
плотность приготовленного раствора, г/м3.
Недостающее на растворение 1 м3 закладочной смеси коли-
чество воды определяют по формуле
Д = В-ДРр(1—у, (14.21)
где Н — недостающее количество воды, л; В — расход воды на
1 м3, л.
Корректировку состава проводят следующим образом:
уменьшают расход цемента на 5, 10, 20% в составе с опти-
мальным количеством добавки по сравнению с составом без
добавки (при сохранении условия водоудерживающей способ-
ности смеси) до получения заданной прочности или подвижно-
сти смеси;
рассчитывают количество остальных компонентов смеси (по
приведенным выше формулам), подбирают составы и изготов-
ляют образцы для определения их прочности в требуемые
сроки.
Оптимальным составом считается тот, в котором сокраще-
ние расхода цемента при оптимальной химической добавке
обеспечивает требуемую прочность образцов при сохранении
заданной подвижности или повышение подвижности при сохра-
нении заданной прочности.
В табл. 14.1, 14.2 приведена водопотребность некоторых ма-
териалов, применяемых для закладки.
14.5. КОМПЛЕКСЫ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЗАКЛАДКИ
Современные закладочные комплексы рекомендуют распо-
лагать на поверхности в пределах промплощадки шахт или на
специально выбранных (по условиям доставки закладки до
выработанного пространства) площадках.
Таблица 14.1
Влагоемкость и водоудерживающая
способность заполнителя закладки,
л/м3
Заполнитель закладки Полное водонасы- щение Водоудер- живающая способность
Щебень 5— 20 мм Песок 380—400 40—60
крупнозер- нистый 420—440 60—80
среднезер- нистый 440—460 100—120
мелкозер- нистый 460—480 160—180
Хвосты обога- щения 460—480 280—300
Суглинок 480—520 320—360
Глина 600 400—500
Таблица 14.2
Водоудерживающая способность
закладочных материалов
(по Г. А. Прокушеву)
Порода Фракция, мм Водоудержи- вающая спо- собность, %
Гравий, щебень 5,0—20,0 2—4
Гравий, щебень 2,0—5,0 6—8
Песок 0,08—2,0 12—14
Пыль 0,00—0,08 80
Цемент 0,00—0,08 80
Закладочное хозяйство на поверхности включает большой
комплекс основных и вспомогательных сооружений, подъездных
путей и коммуникаций для приема и складирования материа-
лов закладки, их приготовления, смешивания и перепуска в
подземные горные выработки. Эксплуатируемые в настоящее
время комплексы имеют горизонтальную схему компоновки.
Это предполагает перемещение всех материалов закладки в
пределах промплощадки комплекса в основном конвейерами.
Технологическое оборудование. Тип, число и количество те-
хнологического оборудования закладочного комплекса опреде-
ляют по принятой схеме цепи аппаратов приготовления смеси.
Основное оборудование закладочных комплексов приведено в
табл. 14.3.
Смешивание исходных компонентов. Типы смесителей по
способу перемешивания: гравитационные, с принудительным
перемешиванием лопастями, вибрационные, комбинированного
перемешивания.
На закладочных комплексах используют смесители с при-
нудительным перемешиванием (табл. 14.4).
Продолжительность перемешивания закладочной смеси в
смесителях такого типа зависит от степени его заполнения и
консистенции смеси. С увеличением времени перемешивания
прочность получаемого состава растет, а производительность
смесителя снижается.
Оптимальное время перемешивания для смесей с крупным
заполнителем 25—30 с, без такого заполнителя — 20—25 с.
Это позволяет повысить прочность закладки на 15—20%.
Таблица 14.3
Основное оборудование закладочных комплексов
Процесс Тип оборудования Примечание
Дозирование цемента СБ-39А, СБ-71 А, СБ-90А, С-543 ГОСТ 24619—81
Дозирование компонен- тов сложного вяжущего и заполнителя ЛДА-130, ЛТМ-1, СБ-26, (С-633), СБ-42, СБ-114, СБ-111 ГОСТ 24619—81
Дозирование воды Расходомеры диафрагмовые и магнитоэлектрические, рота- метр РЭД ГОСТ 11988—81 ГОСТ 13045—81
Помол компонентов сложного вяжущего Мельницы шаровые типа МШЦ н МШР и трубные типа МС и МЦ ГОСТ 12367—85
Обезвоживание и клас- сификация текущих хво- стов обогащения Гидроциклоны, вакуум-фильт- ры, спиральные классификато- ры, радиальные сгустители ГОСТ 5748—64Е
Транспортирование ком- понентов Приготовление щебня из скальных пород Ленточные конвейеры Стационарные и передвижные установки типа СМ-739, СМ-740, СМ-561А ГОСТ 22644—77
Смешивание компонен- тов и активация смеси Смесители типа С-632, С-946, С-939, С-80, СБ-75, СБ-78, СБ-109 (С-314А), ДКПЛ-1 н ДКПЛ-2 ГОСТ 9231—80Е
Таблица 14.4
Техническая характеристика смесителей с принудительным
перемешиванием компонентов
Показатель С-632 С-946 С-939 С-80 СБ-75 СБ-7 8 СБ- 109
Производительность, м3/ч 5 5 15 30 30 60 120
Число лопастных валов 2 2 2 2 2 2 30*
Частота вращения вала, 0,93 0,93 0,8 1,1 1,1 1,25
С”1 Наибольшая крупность за- 40 40 40 40 40 40 150
полнителя, мм Мощность электродвигате- 4 4 7 20 20 40 40
ля, кВт Габаритные размеры, мм: длина 2400 2400 3300 4735 4735 4846 4000
ширина 692 692 1000 1655 1655 2720 4000
высота 1230 1230 1000 2420 2420 1675 1600
Масса, кг 670 670 930 3115 3115 5735 6620
* Число неподвижных лопастей.
** Частота вращения барабана
С учетом требований к приготовлению
закладочных смесей в настоящее время
рекомендован ряд конструкций виброакти-
ваторов непрерывного действия, способных
работать при максимальных возможностях
закладочных комплексов.
На рис. 14.8 показана конструкция вер-
тикального вибросмесителя. Смесь, пред-
варительно приготовленная в обычном ло-
пастном смесителе, поступает в приемную
воронку вертикального вибросмесителя и,
проходя по грузонесущему органу, подвер-
гается воздействию вибрации. Амплитуда
колебаний рабочего органа 0,6 мм, частота
колебаний 50 Гц. Активация смеси в виб-
росмесителе повышает прочность образцов
на 33%, снижает расход цемента при по-
стоянной прочности на 20% и водовяжу-
щее отношение на 20—25%.
Производительность смесителя опреде-
ляют по формуле
Q = 3600F^,
Рис. 14.8. Вертикаль-
ный вибросмеситель:
/ — вибропривод; 2 — пру-
жина; 3 — втулка; 4— во-
ронка; 5 —рабочий ор-
ган; 6 — корпус
(14.22)
где F — общая площадь поперечного сечения грузонесущего
желоба, м2; g — коэффициент заполнения желоба (0,75—0,8);
v — скорость движения смеси, м/с.
Необходимая скорость должна составлять
u = (fe1sintx) AKf 1— ёд^а > (14.23)
где k\ — коэффициент, зависящий от свойств закладочной сме-
си (0,15—0,20); Ак — амплитуда колебаний, мм; f — частота
колебаний, Гц; а — угол наклона спирали, градус.
Разработаны конструкции смесителей-активаторов ДКПЛ-1
и ДКПЛ-2 для приготовления гомогенных тиксотропных твер-
деющих закладочных смесей соответственно на мелком и круп-
ном заполнителях.
Смесители-активаторы ДКПЛ работают следующим обра-
зом. Предварительно отдозированные компоненты закладочной
смеси через загрузочный патрубок попадают на вращающиеся
стержни ротора. Поскольку стержни ротора на наружной и
внутренней окружностях вращаются с различной скоростью,
взаимодействующие с ними частицы компонентов смеси также
приобретают различные скорости и направления движения.
В результате соударения со стержнями силы сцепления между
частицами смеси резко снижаются, и она переходит в состоя-
ние золя. Одновременно разрушаются зерна вяжущего, что
Таблица 14.5
Автоматизированные прирельсовые склады цемента
Показатели Прирельсовые склады по типовым проектам
409-29-23/73 409-29-18/73
Вместимость склада, т 240 360 480 720
Годовой грузооборот, т 11 570 17 280 23 040 34 550
Установленная мощность, кВт 142,7 157,2 142,7 157,2
Максимальный расход сжатого воз- духа, м3/мин Сметная стоимость — общая, тыс. руб. В том числе: 37,6 37,6 37,6 37,6
62 71,8 68,3 80,8
строительно-монтажные работы 39,3 47,2 42,8 52,3
оборудование Производственная возможность скла- да по приему, т/ч: цемента золы 22,7 24,6 Нет д Нет д 25,5 а н н ы х а н н ы х 28,5
Показатели Прирельсовые склады по типовым проектам
409 29 21/73 409-29-22/73
Вместимость склада, т 1100 1700 2500 4000
Годовой грузооборот, т 54 390 81 590 1 370 750 196 130
Установленная мощность, кВт 222 255 321 354
Максимальный расход сжатого воз- духа, м3/мин Сметная стоимость — общая, тыс. руб. В том числе: 51,6 51,6 51,6 51,6
134,0 167,8 149,3 167,4
строительно-монтажные работы 90,9 115,9 103,7 113,1
оборудование Производственная возможность скла- да по приему, т/ч: 43,1 51,9 45,6 54,3
цемента 60 60 60 60
золы 40 40 40 40
способствует интенсификации процессов гидратации и, как
следствие, более полному использованию его активности. Го-
могенизация и повышение текучести смеси, увеличение актив-
ности вяжущего в конечном счете позволяют улучшать проч
ностные и упругие характеристики искусственного массива.
Склады. Силосные склады цемента сооружают по типовым
проектам. В настоящее время разработаны типовые проекты
силосных складов вместимостью до 12 000 т (табл. 14.5).
Транспортные операции на складе цемента производят в два
этапа: для загрузки силосов и со склада в расходные силосы или
бункера смесительного отделения. В ряде случаев на закладоч-
ных комплексах небольшой производительности расходный си-
лос используют в качестве склада. Разгрузка цемента и его
транспортирование в пределах закладочного комплекса пнев-
матические (рис. 14.9). На крупных прирельсовых складах
устанавливают несколько силосов, объединенных пневмотранс-
портными установками таким образом, чтобы разгружаемый
цемент можно было направить в любой силос на хранение, или
непосредственно в расходный бункер смесительного отделения,
или перегрузить из одного силоса в любой другой.
В настоящее время достаточно широко применяют аэраци-
онно-пневматический способ транспортирования цемента, ко-
торый более экономичен, так как позволяет в несколько раз
снизить расход воздуха и электроэнергии и повысить КПД
установки. Работа расходного бункера обычно автоматизиро-
вана.
Вместимость склада цемента определяется по формуле
Кц=<?сУт7’хр/0,9, (14.23)
где Qcyr — суточный расход цемента с учетом потерь при при-
готовлении, т; Тхр — нормативный запас хранения (7—10сут).
Аналогичные склады используют и при применении в каче-
стве вяжущего на закладочных установках цементной пыли
или зол тепловых электростанций.
Склады заполнителей или заменителей цемента, требующих
предварительной подготовки, могут быть открытыми или за-
крытыми; по способу складирования и хранения — штабельны-
ми, полубункерными и траншейными.
Траншейные (рис. 14.10) и штабельные склады используют
на закладочных комплексах небольшой производительности.
При этом доставка материала может быть осуществлена как
железнодорожным, так и автомобильным транспортом. На
бункерных и штабельных складах для подачи материала ис-
пользуют скреперные установки, бульдозеры и ковшовые по-
грузчики.
Полубункерные склады или их сочетание со штабельными
(рис. 14.11) позволяют увеличить вместимость, механизировать
в большей мере погрузочно-разгрузочные работы.
На современных заводах железобетонных изделий применя-
ют автоматизированные силосно-кольцевые склады заполните-
ля. Типовые проекты складов предусматривают хранение за-
полнителя в силосах с кольцевым и линейным их расположе-
нием при суммарной вместимости 650, 1000, 2000 и 4000 м3 с.
диаметром силосов 3, 5, 7 и 10 м. При кольцевом расположе-
нии семи силосов в центре между ними образуется шахта,
используемая для размещения элеватора, который из раз-
гружаемого транспорта или любого силоса может выдать на
ленточный конвейер и направить в смесительное отделение до
Рис. 14.9. Механизированный склад цемента:
/ — маневровая лебедка; 2 — вакуумный разгрузчик; 3 — винтовой конвейер; 4— пневмо-
подъемник; 5 — пневмонасос; 6 — пневмопроводы; 7 — донные разгружатели; 8 — силос;
9 — камера осаждения с фильтром
Рис. 14.10. Закрытый траншейный склад шлака
мостью 2X300 м3
и заполнителя вмести-
Рис 14.11. Открытый штабельный склад заполнителя вместимостью 270 тыс. м3
130 т материала в час. Применение такого типа складов поз-
воляет снизить число рабочих обслуживания и себестоимость
переработки материалов.
Вместимость склада заполнителя или заменителей цемента
V3 = Qcyi7xP-1,2-1,02, (14.24)
где 1,2 — коэффициент разрыхления; 1,02 — коэффициент, учи-
тывающий потери при транспортировании. Нормативный запас
материалов на складе при доставке транспортом: автомобиль-
ным 5—7 сут, железнодорожным 7—10 сут.
На некоторых закладочных комплексах в качестве заполни-
теля используют выдаваемые породы из шахты или карьеров.
Корпус дробления может располагаться на промплощадке за-
кладочного комплекса. Компоновка его оборудования анало-
гична компоновке дробильно-сортировочных или обогатитель-
ных фабрик и зависит от принятой схемы дробления, произво-
дительности, типа механизмов, рельефа площадки, общих
решений схем сооружений, наличия или отсутствия складов.
При их проектировании используют общепринятые методики
расчета обогатительных фабрик.
Компоновка закладочных комплексов. По составу комплек-
сы подразделяют на простые и сложные. Простые характери-
зуются одним помольно-смесительным корпусом. ИПКОН АН
СССР разработал новый тип закладочного комплекса для по-
лучения гидро- и твердеющей закладки [33].
Первоначально хвосты обесшламливаются в гидроциклонах
(ГЦ-35). Пульпу подают на гидроциклон с содержанием 25%.
Количество твердого в пульпе, поступающей на гидроциклон,
435 т/сут. Выход песковой части после гидроциклона 60% с
содержанием твердого 50%. Часовая производительность по
пульпе 18,2 м3/ч.
Для подачи закладочного материала в здание гидрозакла-
дочного комплекса песковую часть гидроциклона разбавляют
Рис. 14.12. Общий вид гидрозакладочного комплекса:
1— контактный чан КЧ-4; 2 — закладочная скважина; 3— смеситель С-548Б-030; 4 — рас-
ходный цементный силос; 5 — шнековый питатель; 6 — вариатор; 7 — автоматизирован-
ный склад цемента С-753А; 8 — гидропневм этическая установка ГПЛЗ; 9 — зумпф для
сбора слива гидроциклона и контактного чана; /0—насос песковый вертикальный
ПНВг-2; 11 — насосы 4ПС-6
водой до плотности 30% в отношении Т : Ж=1 : 2,33 по массе.
Для этого в зумпф для сбора песка добавляют 17,5 м3/ч тех-
нологической воды. Подачу пульпы в контактные чаны комп-
лекса производят песковым насосом 4ПС-6.
В здании гидрозакладочного комплекса установлены два
контактных чана КЧ-4, смеситель С-548Б-030, расходный це-
ментный силос, шнековый дозатор, два песковых насоса 4ПС-6,
вертикальный песковый насос ПНВг-2, зумпф для слива вме-
стимостью 2,5 м3 и контрольно-измерительная аппаратура.
Снаружи здания установлены два автоматизированных склада
цемента С-753А вместимостью 25 т каждый (рис. 14.12).
Пульпа, содержащая закладочный материал, поступает из
здания приготовления песка по пульпопроводу в контактный
чан. Пески оседают в чане< и постепенно его заполняют. Слив
через верхний патрубок выходит в зумпф. Из этого зумпфа
слив насосом 4ПС-6 перекачивается по второй нитке пульпо-
провода в другой зумпф, установленный в здании приготовле-
ния песка и в хвостохранилище. Расход слива из контактного
чана составляет 30,61 м|3/ч.
Пески из чана подают на закладку плотностью 60%- Для
этого в период выпуска закладки в чан добавляют воду
(8,7 м3/ч). При таком расходе технологической воды пульпа
содержит 60% твердого по массе, что составляет отношение
Рис. 14.13. Комплекс для приготовления трехкомпонентной закладочной
смеси:
1 — скрепер; 2 — приемный бункер; 3 — скреперная лебедка; 4 — конвейер; 5 — мостовой
кран; 6 — цементный силос; 7 — шаровая мельница; 8— шнек для дозирования цемента;
9 — смеситель; 10— скважина; 11 — наклонный желоб; 12— дозатор песка (шлака)
Рис. 14.14. Компоновка зданий и сооружений закладочного комплекса для
приготовления трехкомпонентной смеси с использованием отвальных пород
н хвостов обогащения:
1 — отделение приема вяжущего; 2 — склад вяжущего; 3 — склад заполнителя; 4— по-
мольно-смесительное отделение; 5 — отделение сгущения хвостов; 6 — механизированный
склад цемента; 7 — отделения среднего и мелкого дробления; 8 — отделение крупного
дробления
Т : Ж= 1 :0,67. В скважину подается пульпа в объеме
14,2 м3/ч.
В целях ускорения перемешивания пульпы в нижней части
чана по его окружности монтируют водяной и воздушный тру-
бопроводы диаметром 20 мм, входящие в полость чана. Допол-
нительно на два чана устанавливают гидропневмэтическую ус-
тановку с импульсной подачей водовоздушной смеси типа
ГПЛЗ. Это создает быстрый размыв песка и обеспечивает
снижение плотности закладочной пульпы до требуемой консис-
тенции на выходе из чана.
В случае приготовления твердеющей закладки пески из ча-
на поступают в смеситель. Одновременно в этот же смеситель
подается цемент, расход которого регулируют винтовым доза-
тором в зависимости от требуемой прочности твердеющей за-
кладки. Пульпу, содержащую хвосты и цемент плотностью
70%, подают через скважину и горные выработки к месту
производства закладочных работ. Производственная мощность
закладочного комплекса 30 тыс. м3/год.
Комплекс для приготовления трехкомпонентной закладоч-
ной смеси производственной мощностью 50 м3/ч показан на
рис. 14.13.
Доставляемые автотранспортом отвальные хвосты обогаще-
ния и доменные гранулированные шлаки разгружают в тран-
шейные склады вместимостью 300 м3. Шлак скреперной уста-
новкой доставляют в бункер питателя ленточного конвейера,
с которого он попадает в шаровую мельницу. Одновременно в
мельницу подается вода из расчета получения пульпы плот-
Таблица 14.6
Удельные капитальные вложения на строительство закладочного
комплекса для приготовления литых смесей, руб/м3
Производст- венная мощ- ность закла- дочного комп- лекса, тыс. м3/год Закладка Производст- венная мощ- ность закла- дочного комп- лекса , тыс. м3/год Закладка
цементная шлакоце- ментаая .цементная шлакоце- ментная
50 9,75 14,23 350 5,34 7,93
100 7,90 11,56 500 4,78 7,13
150 7,00 10,23 750 4,20 6,31
200 6,36 9,39 1000 3,80 5,79
250 5,93 8,78
ностыо 1,5—1,8 г/см3. Из мельницы тонкомолотый шлак в ви-
де пульпы самотеком по лотку поступает в смеситель. Хвосты дос-
тавляют из склада скрепером в бункер, оборудованный вибрато-
ром-побудителем, затем ленточным конвейером в смеситель.
Цемент из расходного силоса подают в смеситель шнековым
питателем. Компоненты закладочной смеси взвешивают авто-
матическими весами, установленными на конвейерных линиях.
Расход воды контролируют расходомером.
На рис. 14.14 приведена схема компоновки зданий и соору-
жений комплекса, позволяющего максимально использовать
отходы производства для закладки.
Удельные капитальные вложения на строительство закла-
дочного комплекса зависят от схемы приготовления закладки
и производственной мощности закладочного комплекса
(табл. 14.6).
ИНЪЕКЦИОННЫЙ СПОСОБ ВОЗВЕДЕНИЯ
ЗАКЛАДОЧНЫХ МАССИВОВ
15.1. СУЩНОСТЬ И УСЛОВИЯ ПРИМЕНЕНИЯ ИНЪЕКЦИИ
Сущность инъекции — нагнетание в пустоты сыпучего ма-
териала (щебня, гравия, породы и др.) вяжущего раствора.
Раствор после твердения обеспечивает цементацию сыпучей
среды в монолит.
Различают напорную и гравитационную инъекционные тех-
нологии. При напорном способе вяжущий раствор подается
под давлением от 0,2 до 2,5 МПа, обычно методом восходящего
потока. Гравитационный способ заключается в том, что круп-
нокусковой закладочный материал пропитывается вяжущим
раствором под действием силы тяжести. Последний целесооб-
разно применять для получения искусственного массива невы-
сокой прочности.
Проникновение цементных, песчаных и других частиц в
пустоты сыпучей среды зависит от размеров пустот, конфигу-
рации и взаимосвязи, размеров частиц, состава и консистенции
нагнетаемого раствора, давления и режима нагнетания.
Допустимый диаметр пустот dn, через который возможно
перемещение частиц раствора, устанавливается из соотношения
rfn>(6—7) d4, где d4 — диаметр частиц в растворе.
Для достижения требуемого эффекта при инъекции мелких
пустот необходимо принятие специальных мер: введение плас-
тифицирующих добавок, применение домола цемента, исполь-
зование турбулентных смесителей для получения раствора кол-
лоидного типа.
Незначительные объемы сыпучих сред с весьма малыми
диаметрами пустот следует закреплять силикатными раствора-
ми, карбамидными смолами и др.
При выборе режима нагнетания должна быть обеспечена
непрерывность процесса инъекции.
15.2. ХАРАКТЕРИСТИКА ИНЪЕКЦИОННЫХ СРЕД
При гидравлических расчетах существенную роль играют
геометрические элементы фильтрации пористой среды: коэф-
фициент фильтрации Лф или связанный с ним коэффициент
проницаемости Дпр, диаметр пор do, действующий, диаметр не-
связанных зернистых материалов Do, пустотность 77 (табл.
15.1).
Коэффициент фильтрации выражается скоростью проникно-
вения жидкости через закладочный массив (м/с) при гидравли-
Таблица 15.1
Свойства закладочных материалов
Показатели Крупность материала, мм
0-5 0—6 01-40
Пустотность, % 33,4 36,5 35
Коэффициент неоднородности 4,5 4,5 11
Средний диаметр частиц закладки, мм 0,92 1,93 4,3
Средний диаметр пустот, мм 0,42 0,85 1,93
Коэффициент проницаемости, мМО-10 1,27 8,03 3,25
Коэффициент фильтрации, м/(с-10~3) 1,27 8,03 3,25
Рис. 15.1. При-
бор для опре-
деления коэф-
фициента филь-
трации
ческом градиенте, равном единице. При лабораторном опреде-
лении коэффициента фильтрации воды (рис. 15.1) необходимо
пользоваться формулами:
для песков
для щебенистых материалов
=----------24 г, (15.2)
«(Л1+М И
где q — фильтрационный расход; а — ширина ящика; I, hi и
/г2 — параметры, определяемые по рис. 15.1.
Поскольку жидкости имеют различные коэффициенты филь-
трации, для оценки предела инъецируемости вводится коэффи-
циент проницаемости среды (м2)
Лпр=/СФр/(рр£), (15.3)
где р — динамическая вязкость, Па-с; рр — плотность раство-
ра, кг/м3; g — ускорение свободного падения, м/с2.
При наличии кривой гранулометрического состава закла-
дочного материала коэффициент проницаемости рекомендуется
определять из выражения
(15Л>
где а — коэффициент формы зерен.
Для остроугольных материалов и=1,4, малоокатанных ма-
териалов а=1,25 и хорошо окатанных зерен а=1,2. Действую-
щий диаметр
D0 = (SPt/di)'\ (15.5)
где Pi — относительное массовое содержание различных фрак-
ций зерен диаметром di.
Таблица 15.2
Усадка закладочных материалов из смеси песка
с дробленой породой крупностью 0—40 мм, %
Доля Доля Пус- Давление, МПа
пород, % песка, % тот- ность 1 2 1 3 4 1 5 1 10 1 15 20 25
0 100 0,52 1,33 1,76 1,99 2,21 2,39 3,14 3,82 4,1 4,2
60 40 0,36 4,71 5,96 6,64 7,13 7,55 8,88 9,83 10,62 11,32
70 30 0 38 5,29 6,93 7,86 8,61 9,18 11 04 12 37 13,34 14,32
80 20 0,44 8,75 11,17 12,64 13,69 14,33 16,66 17,73 18,27 18,89
90 10 0,51 11,02 13,77 15,61 16,99 18,09 21,2 22,7 23,57 24,12
100 0 0,63 14,6 20,3 23,27 25,12 26,58 30,33 32,12 33,05 33,5
Пустотность материала закладки удовлетворительно согла-
суется с формулой
П = 0,63 / 1/+ 0,63 , (15.6)
I г ^10
где Оео и О10 — диаметры частиц, составляющих соответствен-
но менее 60 и 10% материала (по кривым гранулометрическо-
го состава).
Диаметр каналов пор рекомендуется определять по уравне-
ниям :
пески крупностью 0—5 мм
d0 = 0,82/7Do+0,17; (15.7)
пески крупностью 0,8—10 мм
do=O,7/7Do+O,32; (15.8)
материал крупностью 0—40 мм
do=O,7577Do+O,68. (15.9)
Возможность фильтрации закладочного массива обусловле-
на его пустотностью, которая зависит от горного давления
(табл. 15.2).
Изменение коэффициента фильтрации можно определять
по зависимости
Кф = Л’фо ехр [ (— По — П)Д],
где Кф0 — скорость фильтрации при П=П0- К—опытный ко-
эффициент.
Для большинства материалов Х=0,12ч-0,18. Малые значе-
ния А принимаются для грубообломочных крупнокусковых ма-
териалов.
Коэффициент фильтрации закладочного материала из хвос-
тов обогащения и тонкозернистых песков из частиц размером
от 0,84 до 0,001 мм, упрочнение которых в основном возможно
путем инъекции химических растворов (силиката натрия, кар-
бамидных смол и др.), рекомендуется определять по номограм-
к
Ключ r
Лсл№
0
4H-
zj/£
’ -015
Z
П ::
v-z-
0,6 7 :
- 0--
W. :
о о
VIU
- Dj4
: 0J2
-. OJO
-ров
:. PPO
0
Т 5,0
i -‘/р
ho
- ор
: Ор
Ключ
k/zso
ia
* ip№>
А ])
о ‘
l,l-;
K/25fi
т -пор
- -1J
- у
-ЗОР j -Г} о
- 700
0.51 -2 - ’-
Op1 _ L
;
op- - - -
-6- :
I opO
1 Dp3
j i орг
- p,0
i-op
H -Op
i-rop
- -Dp
4 - OP
i op
Op5
0J5.4
0J3
op-
- ОрО!
-= $00,
^-07
-0,1
2 70,08
2 °,00
7 -0,05
-ор//
ip-. i_
0,02 Op' _
~0p2
-Opi _
-ip-- \
~lp 7 7
-грт
: -Юр
.5.0
- op
; \3P
J IP
-JP
; op
op
- - 07.
; op
- op
. op
- op
Dp
up
0,3
1 op
\-0J
-0
Boo
орб
Ojo
-OJO
-ops
1 \opn
gZp ; 6Г/7
J - W
typ- 7орз
7? -;
-,-0,07-
: - 0,01
--O
4 Л
С Е
ЗЩ003
Рис. 15.2.
кладки
Номограмма для определения коэффициента
фильтрации
гидроза-
ме, приведенной на рис. 15.2. Пусть известно, что коэффициент
пористости 0,8, а максимальные размеры частиц, составляющих
10 и 60% подрешетного продукта, соответственно £>ю=0,02,
D6o=O,15. Вначале проводят линию между значением
коэффициента пористости 0,8 и £>ю=0,02 мм. В точке пересе-
чения этой линии с линией А находят коэффициент, равный
—0,45, который переносят на! другую половину номограммы.
Проводят линию между коэффициентом пористости 0,8 и D60 =
= 0,15 мм. От точки со значением £>ю=0,02 мм проводят ли-
нию через точку пересечения предыдущей линии с линией В и
полученный по шкале С коэффициент, равный 1,04, переносят
на соответствующую шкалу правой части номограммы. Соеди-
няют линией точки, соответствующие коэффициентам —0,45 на
шкале А и 1,04 на шкале С. Проводят линии £>ю = 0,02 мм и
£>6о = О,13 мм до пересечения со шкалой Е. Полученные точки на
шкалах Е и D соединяют и находят скорость фильтрации, рав-
ную 0,559 дм/ч.
Номограмма построена по результатам опытов, проводив-
шихся при температуре 20 °C. В случае ее изменения необхо-
димо вводить поправочный коэффициент.
Влияние температуры на поправочный коэффициент
Температура, °C . 0 5 10 15 20 25 30 35 40
Поправочный коэффи-
циент ............... 0,55 0,67 0,77 0,88 1 1,18 1,26 1,38 1,55
15.3. МАТЕРИАЛЫ ДЛЯ ИНЪЕКЦИОННЫХ РАСТВОРОВ
Для инъекционных растворов применяются следующие ви-
ды цементов: портландцемент и его разновидности — с умерен-
ной экзотермией, пластифицированный гидрофобный, сульфато-
Таблица 15.3
Перечень ГОСТов на химические реактивы
Реактив Нормативный документ Физическое со- стояние реак- тива
Силикат натрия растворимый ГОСТ 13079—81 Глыба
Хлористый кальций ТУ 450—77 Комки
Соляная кислота техническая ТУ 857—78 Жидкость
Щавелевая кислота ТУ 22180—76 Порошок
Углекислый газ ТУ 8050—76 Сжиженный
Крепитель КМ МРТУ 05-1 101—67 Жидкость
Крепитель КМ-2 МРТУ 05-1101—67 »
Крепитель КМ-3 ВТУ и Г-121—70 »
МФ-17 МРТУ 6-05-1006—66 »
Аммоний азотнокислый ТУ 22867—77 Порошок
стойкий, шлакопортландцемент, пуццолановый портландцемент,
глиноземистый, тампонажный и расширяющийся цемент. С це-
лью экономии цемента, повышения связности инъекционного
раствора и предотвращения его расслоения применяются пески
(естественный и молотый), молотый шлак, зола, суглинки,
глины, бентонитовые глины, лессы.
Добавка песка производится при инъекции пород со значи-
тельной пустотностью и большими поровыми каналами. Для
улучшения стабильности свойств растворов и транспортабель-
ности вводят глины от 2—7 до 20—100% от массы цемента.
Глина добавляется в виде отдельно приготовленной и тщатель-
но перемешанной глинистой суспензии. Для ускорения схваты-
вания добавляют хлористый кальций в количестве до 4%, хлор-
ное железо (0,5—1,5% массы цемента), алюминат натрия, хло-
ристый алюминий, нитраты калия, кальция и натрия. В каче-
стве пластифицирующих добавок применяют сульфитно-спир-
товую бражку (ССБ), сульфитно-дрожжевую бражку (СДБ),
нитролизоваиный древесный пек (НП), абиетат натрия, мыло-
нафт. Добавки вводят в виде водного раствора в количестве
0,1—0,3%.
Для химического закрепления закладки в основном приме-
няют силикат натрия и карбамидную смолу. Отвердителями
служат хлористый кальций, кислоты, кислые соли и др. В
табл. 15.3 приведены стандарты и технические условия на ос-
новные реагенты.
15.4. ТРЕБОВАНИЯ К КАЧЕСТВУ РАСТВОРОВ И СОСТАВЫ
СМЕСЕЙ
Растворы должны иметь высокую подвижность и проникать
на большое расстояние, обеспечивать качественное заполнение
пустот и требуемую прочность инъектпруемого массива.
Состав смесей устанавливают в основном по требуемой
прочности и деформационным качествам упрочненных масси-
вов. Отношение вяжущего к заполнителю в смесях изменяет-
ся от 1 : 0 до 1 : 10 и более. Плотность раствора принимается
от 1100 до 2000 кг/м3.
При химическом закреплении применяют силикатно-хлорис-
то-кальциевый, силикатно-фосфорнокислый, силикатно-алюмо-
сернокислый растворы плотностью от 1025 до 1200 кг/м3, гли-
посиликатные растворы плотностью 1050 до 1150 кг/м3 и рас-
творы из смол плотностью от 1090 до 1280 кг/м3.
Для регулирования плотности выбирают соотношение ре-
агентов и воды.
15.5. СВОЙСТВА ИНЪЕКЦИОННЫХ РАСТВОРОВ
Реологические свойства растворов — это вязкость и напря-
жение сдвига. Наиболее изучены растворы, содержащие це-
мент, глину, молотый известняк, воду (табл. 15.4 и 15.5).
Относительный показатель проникающей способности (или
вязкость раствора) с уменьшением водотвердого отношения
ухудшается. Пластификаторы улучшают качество раствора, но
ускорители твердения (СаСЬ и жидкое стекло) оказывают об-
ратное действие.
Выход тампонажного камня зависит от водоцементного от-
ношения, вида и количества добавок — стабилизаторов цемента
(табл. 15.6—15.9). Выход камня влияет на плотность, проч-
ность и деформационные свойства закладки.
Таблица 15.4
Динамическая вязкость инъекционных растворов, Па-с
Раствор Отношение твердого к жидкому (Т/Ж)
0,25 0,5 1 1,5 2 2,5
Цементный Глиноцементный Г/Ц: 0,0015 0,0021 0,0065 0,015 0,036 0,07
0,25 0,0018 0,0029 0,0098 0,03 0,09 0,29
0,5 0,002 0,0039 0,016 0,06 0,221 1,05
0,75 0,0022 0,005 0,029 0,14 0,71
1 Цементный с до- бавкой: 0,0029 0,006 0,059 0,41 —
0,02% ССБ — — 0,0048 0,01 0,026
3% жидкого стекла — — — 0,03 — —
5% жидкого стекла — — — 0,096 — —
2% ССБ и 0,04% НП — — — 0,008 — —
Таблица 15.5
Динамическое напряжение сдвига, Па
Раствор Отношение твердого к жидкому (Т/Ж)
0,26 0,5 1,5 2 2,5
Цементный Глиноцементный Г/Ц: 0,17 0,32 0,95 2,6 8 19,2
0,25 0,21 0,5 1,98 8,1 39,5 —
0,5 0,33 0,81 6,3 47 — —
0,75 0,4 1,71 29 — .— —
1 Цементный с до- бавкой: 0,8 5 НО — — —
0,2% СДБ — — 0,72 2,05 6,25 •—
0,2% СДБ и 0,4%> НИ — — — 1,46 — —
3% жидкого стекла — — — 5,12 — —
5% жидкого стекла — — — 6,15 —
Таблица 15.6
Выход тампонажного камня для цементно-песчаных растворов, %
Состав рас- твора Ц : П Водоцементное отношение (В/Ц)
1 2 3 4 5
1:0 56 35 26 22 20
1:1 83 72 65 62 61
1:3 92 83 77 76 75
1:5 — 87 82 80 78
1:7 .— 92 88 83 81
1:10 — — 92 90 88
Таблица 15.7
Выход тампонажного камня в зависимости от минералогического
состава цемента, %
Цемент Водоцементное отношение (В/Ц)
1 2 3 4 5
Сульфатостойкий 60 40 35 29 25
В ысокоалюм инатный 67 47 40 36 32
Среднеалюминатный 63 43 39 32 30
Для цементно-песчаных растворов выход камня
WK = (1,25 4--М (----------^Рц.-Рп----\ ,
\ Ц + П / \ Рп + Прц + ВрцРп /
где Ц, П и В — массовые соотношения цемента, песка
(15.10)
и воды
в растворе; рц и ря — плотности цемента и песка.
Таблица 15.8
Выход тампонажного камня в зависимости от добавки активизаторов, %
Вид добавки Величина до- бавки, % от массы це- мента Водоцементное отношение (В/Ц)
1 2 3 4 5
NaC), КС! 5 58 38 29 25 22
СаС12 5 62 42 37 32 30
FeCls 5 — 74 61 58 55
А1С13 5 — 88 77 70 65
А1С13 1 — 87 75 70 67
СаС12 3 63 43 38 31 29
FeCl3 2 90 60 50 45 41
Без добавок — 65 40 35 29 26
Таблица 15.9
Выход тампонажного камня в зависимости от добавки глин, %
Количество глины Водоцементное отношение (В/Ц)
1 2 3 4 5
5% каолиновых глин 77 53 42 41 40
5% бентонита 90 60 52 49 40
25% каолиновых глин — 82 65 63 61
Таблица 15.10
Водоотделение различных типов растворов, % (цемент М400)
Состав раствора Время, мин
80 120 180 240
Глиноцементные растворы Ц: Г : В:
1 : 0,25 : 0,71 10 16 18 18
1 : 0,5 : 0,62 5 8 9 10
1 : 0,75 : 0,55 Цементные растворы II: В: 3 4 5 5
1 . 1 24 25 26 28
1 : 2 31 33 38 43
1 : 3 42 44 48 54
Зависимость (15.10) справедлива при массовом соотноше-
нии цемента и песка в составе раствора более 1 : 0,5 при вве-
дении в качестве добавки жидкого стекла не более 5% от мае
сы цемента и минеральных добавок —не более 10% от массы
песка.
Седиментационная устойчивость растворов характеризуется
скоростью оседания твердых составляющих и измеряется вре-
менем образования осадка. Повышение данного показателя до-
стигается введением тонкодисперсных глин (табл. 15.10) или
16* 243
Т а б л и ц а 15.11
Полное водоотделение глиноцементных растворов, % (цемент МЗОО)
Состав рас- твора Ц : Г Водотвердое отношение (В/Т)
0,5 1 1,5 1 2 1 3 4 5
1:0 1 28 39 43 54 65 72
1:0,25 16 19 28 38 47 59 65
1:0,5 8 11 21 27 39 47 58
1:1 4 9 18 21 30 40 47
Таблица 15.12
Влияние удельной поверхности портландцемента
на водоотделение раствора
Водоцементное от- ношение в растворе Удельная поверх- ность, см2/г Коэффициент во- доотделения Водоцементное от- ношение в осадке
3 2900 0,714 0,636
3 3560 0,704 0,669
3 4370 0,664 0,801
7 2900 0,864 0,684
7 3560 0,863 0,69
7 4370 0,854 0,757
увеличением тонкости помола цемента. Регулирование этого
показателя можно осуществить также изменением количества
воды в растворе (табл. 15.11).
Повышение содержания глины в растворе хотя и приводит
к снижению водоотделения, но влияет на прочность. Это необ-
ходимо учитывать при упрочнении.
Водоотделение заметно уменьшается при увеличении тонко-
сти помола цемента (табл. 15.12).
Повышение стабильности раствора способствует улучшению
качества инъекционных работ.
Сроки схватывания инъекционных растворов. С точки зре-
ния технологии и организации целесообразно применять раство-
ры, имеющие большие сроки схватывания в момент производ-
ства работ и минимальные — после их окончания. Малые сроки
схватывания рекомендуются при ограничении радиуса инъекции
с целью создания упрочненных зон. Оптимальные сроки могут
быть обеспечены путем соответствующего выбора состава рас-
творов (табл. 15.13 и 15.14).
Кроме того, они могут быть достигнуты добавками хлористого
железа FeCK, тринатрийфосфата Na3PO4 и хлористого алюми-
ния AICI3. Количество добавки до 1,5%. Область применения
добавок определяется их наличием и стоимостью.
Таблица 15.13
Состав и сроки схватывания цементно-песчаных растворов
Состав рас- твора Ц : П : В Расход компонентов на 1 м3 раствора, кг Добавка ускорителя, %• Рас- плыв, см Выход камня, % Срок схватывания раствора, ч-мии
цемент песок вода начало конец
1:1:0,72 704 704 507 Без добавок 20 90 1—15 20-00
1:2:1 480 960 480 То же 20 94 1—35 34—00
1:3:1,08 392 1176 423 —— 18 92 2—12 16—00
1:4:1,57 292 1168 458 —»— 20 96 2—05 40—00
1:5:1,5 267 1137 401 —»— 18 96 2—00 20—00
1:5:2,14 228 1142 488 —»— 20 96 2—30 42—00
1:1:0,55 800 800 440 3 18 92 1—40 14—00
1:2:0,76 542 1084 412 3 18 94 1—50 16—00
1:3:1 405 1214 405 3 18,5 98 1—50 17—00
1:4:1,25 322 1288 402 3 18 95 2—35 30—00
1:5:1,56 263 1316 410 3 18,5 95,5 2—40 36—00
1:2:1,5 387 774 580 5 23 98 1—50 3—50
1:3:2 288 865 576 5 19 100 1—50 3—10
Таблица 15.14
Состав и сроки схватывания цементных растворов
Состав рас- твора Ц : В Расход компонентов на 1 м8 раствора, кг Содержа- ние СаС12 Выход камня, % Сроки схватывания раствора, ч-мин
цемент вода начало конец
1:4 230 920 21 10—35 15—15
1:2 430 860 — 38 9—45 12—50
1:1 760 760 — 65 8—50 11—00
1:0,5 1230 610 — 95 8—30 10—45
1:4 230 920 1 21 8—50 15—00
1:2 430 860 1 38 6—55 12—10
1:1 760 760 1 65 6—20 10—30
1:4 230 920 2 21 8—20 12—45
1:2 430 860 2 38 7—30 11—00
1:1 760 760 2 65 6—10 10—00
1:4 230 920 3 21 6—00 10—55
1:2 430 860 3 38 5—30 9—00
1:1 760 760 3 65 4—00 8—20
Прочность затвердевших инъекционных растворов — основ-
ной параметр, характеризующий физико-механические свойства
цементного камня при сжатии. Он зависит от состава раствор-
ной смеси (табл. 15.15—15.18) и соответствует нормативной
прочности закладки.
В общем случае для многокомпонентных растворов прочность
камня Ок рассчитывают по формуле Б. Г. Скрамтаева, которая
Таблица 15.15
Состав цементно-песчаных растворов (песок естественный речной)
Соотношение материалов по массе Предел проч- ности на сжа- тие прн возра- сте твердеиня 28 сут, МПа
Цемент Песок Добавки Вода
зола-унос диатомит
1 3,1 0,11 — 0,88 15,5
1 3,8 0,25 — 1,07 12,1
1 3 — 0,03 0,95 13
1 3,9 — 0,11 1,19 7,3
Таблица 15.16
Состав цементно-известковых растворов
Соотношение материалов по массе Предел проч- ности на сжа- тие при возра- сте твердения 28 сут, МПа
Цемент Известняк Добавки Вода
зола-унос 1 глина
1 1,9 0,11 — 0,73 24,5
1 2,5 0,25 — 0,80 18,3
1 1,9 — 0,11 0,74 21,2
1 2,5 — 0,25 0,92 10,9
1 — 1 — 1 17,5
1 — 3 — 2 7,5
Таблица 15.17
Предел прочности цементных растворов с добавками
химических веществ, МПа
Вид добавки Водоцементное отношение (В/Ц)
1 2 3 4 5
Без добавки 21,5 15,6 13,2 12,1 10,6
3% СаС12 21 14,1 12,1 10,6 9,3
5% бентонита 15 9,3 7,5 7 6,3
1% СаС12 и 5% бентонита 14,8 7 5,2 5 4,3
для инъекционных растворов может быть представлена в уточ-
ненном виде:
ок = 0,65с — — <р 'j - 1 — , (15.11)
ц ВОст у 1 -Ь т + п ' '
где сгц — активность цемента; Z(/SOcT — остаточное цементно-
водное отношение; — коэффициент уменьшения прочности,
<р = 0,2—0,35; т и п — коэффициенты, учитывающие соответст-
венно добавку глины и известняка (табл. 15.19).
Таблица 15.18
Состав и характеристика растворов (цемент МЗОО)
Состав раствора а & CQ Плотность, кг/м3 Л и р со - И го СОК Напряжение сдвига1, Па Общее во- доотделе- ние, ’% Предел прочности на сжатие (Па) при возрасте твер- дения, сут
28 60 90
Ц Г : И : В
1 : 0 : 0 : 0,5 0,5 0,5 1870 0,036 8 8 28 — —
10 0:1 1 1 1510 0 0075 0,9 26 21,5 — —
10 0 2 2 2 1290 0,0027 0,43 46 15,6 — —
1 00:3 3 3 1200 0,0018 0,26 58 13,2 — —.
1 0,25 : 0 : 1 1 0,8 1596 0,018 4,1 15 6,6 8,5 8,7
1 : 0,5 : 0 : 1,2 1,2 0,8 1586 0,03 1,7 8 4,4 6 6,5
1 : 1 :0: 1,6 1,6 0,8 1574 0,16 — 6 2,4 4,5 5
1:0: 0,25 : 1 1 0,8 1600 0,01 2,1 22 26,2 28 28,8
.1 : 0 : 0,5 : 1,2 1,2 0,8 1590 0,02 1,5 20 13 14,5 15,2
1 :0: 1 : 1,6 1,6 0,8 1575 0,1 — 18 9,5 10,5 11
1 : 0,25 : 0,2 : 1,25 1,2 0,8 1580 0,012 — 12 6 8 9
1 : 0,75 : 0,2 : 1,55 1,55 0,8 1580 0,08 — 7 4,5 6 6,2
1 : 1,25 : 0,2 : 2 2 0,8 1580 0,2 — — 3 3,5 4
Ц:Г:П:В
1.05:1 1 1 0,4 1857 0 3 — —. 5,2 — 5.9
1:1:1 1 1 0,33 1933 — — — 2,6 — 3 2
1 : 0 : 1 : 1,5 1,5 0,75 1591 0,015 0,95 34 9,8 — 11,2
1 05 1 1,5 1,5 0,6 1678 0,047 14 — 3,1 — 4,3
1:1:1 15 1,5 0,5 1751 0 23 — — 1,6 — 2,1
1:01.2 2 1 1482 0 0055 0,68 55 10,3 — 11
1 : 0.5 : 1 2 2 0,8 1560 0.024 4,2 — 1,4 — 2,8
1 : 1 : 1 :2 2 0,67 1629 0,06 46 — 0,6 — 1,1
Ц : П : В
1 : 0,5 : 0,75 0,75 0,5 1788 0,043 4,8 19 20,3 — —
1 : 0,5 : 1,5 1,5 1 1494 0,0063 0,69 49 13,4 — —
1 : 0,5 : 3 3 2 1283 0,0025 0,3 71 9,8 — —
1 : 1 : 0,8 0,8 0,4 1868 0,07 6,6 19 17,1 — —
1:1:1 1 0.5 1766 0,03 2,8 28 15,1 — —
1 1-2 2 1 1482 0,0055 0,53 55 10,3 — —
1 : 1,5: 1 1 0,4 1851 0,044 3,3 56 14 — —
1 1,5 2 2 0,8 1557 0 0062 0 57 48 9,7 — —
1 : 1,5 : 3 3 1,2 1414 0,0035 0,32 64 9,5 — —
Примечание. Ц — цемент, Г — глина, И — известняк, В — вода, П — песок.
Таблица 15.19
Значения коэффициентов т и п
Коэффи- циент Величина добавки, % от массы цемента
° 20 40 50 75 100
т 0 0,52 0,65 0,68 0,74 0,85
п 0 —0,15 0 0,15 0,23 0,31
Для определения остаточного цементно-водного отношения
используют формулу А. Н. Адамовича
^ост 1л Ц /исх 100 |_ Рц \ Ц /ИСХ-1/
где — исходное водоцементное отношение; АВ — водоот-
деление, % (см. табл. 15.10—15.12); рц — плотность цемента.
15.6. РАСЧЕТ ПЛОТНОСТИ, ОБЪЕМНОГО ВЫХОДА И МАССЫ
КОМПОНЕНТОВ В РАСТВОРЕ
Плотность цементного раствора
Рр
в' + Ц'
В' + Ц'/Ри ’
(15.13)
где В' и Ц' — масса воды и цемента, кг; рц — плотность цемен-
та; для стандартных вяжущих рц = 3100—3200 кг/м3.
Если известны водоцементное отношение, объем раствора V
и плотность цемента, то расход цемента на данный объем
раствора рассчитывают по формуле
Рц=У(1/рц+В7Д')->. (15.14)
В табл. 15.20 приведен расход компонентов, определенный
по формуле (15.14) при заданной плотности раствора. Для мно-
Таблица 15.20
Расход цемента и воды на приготовление раствора
Плотность раствора, кг/м3 В/Ц Расход на 1 м3 раствора Плотность раствора, кг/мЗ в/ц Расход на 1 м’3 раствора
цемента, кг воды, м3 цемента, кг ВОДЫ, м3
1010 67,94 14,65 0,995 1300 1,96 439,19 0,861
1030 22,43 43,96 0,986 1320 1,82 468,08 0,852
1050 13,33 73,27 0,977 1340 1,69 498,14 0,842
1070 9,43 102,59 0,967 1360 1,58 527,13 0,833
1090 7,27 131,8 0,958 1380 1,48 556,45 0,823
1110 5,89 161,1 0,949 1400 1,39 585,77 0,814
ИЗО 4,93 190,56 0,939 1420 1,31 614,72 0,805
1150 4,23 219,89 0,93 1440 1,23 645,74 0,795
1170 3,7 248,94 0,921 1460 1,17 672,81 0,787
1190 3,27 278,69 0,911 1480 1,1 704,76 0,776
1210 2,93 307,89 0 902 1500 1,05 731,71 0,768
1230 2,65 335,99 0,893 1520 0,99 763,82 0,756
1250 2,41 366,57 0,884 1540 0,95 789,74 0,749
1270 2,21 395,64 0,874 1560 0,9 821,05 0,739
покомпонентных растворов расход веществ на приготовление
1 м3 смеси вычисляют по формулам:
<2ц = Дрцрврп/( ДрпРв+ЯрцРп+77риРв); (15.15)
Qn = ЯрцрпРв/(77рпРв + 5рцРп+ Ярцрв);
Qb = ВрцРпрв/ ( Дрпрв + ВрцРп + Прцрв),
где Qu, Qn и QB — соответственно расход цемента, песка и воды,
кг; Ц, П и В — соответственно доли цемента, песка и воды;
Ри, Рв и рп — соответственно плотности цемента, воды и песка,
кг/м3.
Для любого многокомпонентного раствора, содержащего це-
мент, песок, глину, при соотношениях цемента и песка Qn: Qn =
= 1 :п, цемента и глины Q4:Qr=l :т массу каждого компонен-
та, например цемента в растворе, определяют по формуле
Сц= 7------гт----T—h----------7----ГГ ’ (15Л6)
I 1 — —) +,г 1' — “Z—' I"Г т 11 —л— I
где Р и V — соответственно масса (т) и объем взятой пробы
раствора (м3).
Для сильно набухающих глин формула (15.16) не рекомен-
дуется.
15.7. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПАРАМЕТРЫ ИНЪЕКЦИИ
Упрочнение цементными растворами. Глубина и эффектив-
ность проникновения частиц цемента и других твердых компо-
нентов раствора в пустоты закладочного материала характери-
зуются радиусом инъекций (табл. 15.21) и прочностью получае-
мого массива (табл. 15.22), что в конечном счете определяет
качество твердеющей закладки.
Радиус инъекции и прочность взаимосвязаны. Как правило,
прочность уменьшается с увеличением радиуса инъекции (см.
табл. 15.22).
Для растворов повышенной плотности (более 1400 кг/м3)
при давлениях до 3,5 МПа проникновение растворов затрудне-
но (табл. 15.23).
Движение частиц раствора может быть только в том случае,
если скорость фильтрации больше критической.
Для условий стесненного осаждения концентрированной мас-
сы частиц, т. е. когда скорость осаждения зависит не только
от размеров и массы частиц, но и от их концентрации, ее кри-
тическая величина рассчитывается по формуле
^=0,014)^ (15.17)
Г
Таблица 15.21
Влияние крупности твердых частиц на показатели инъецируемости среды
Средний диа- метр закладоч- ного материала, мм Диаметр пустот, мм Пустотность Средний диа- метр частиц в растворе, мм Ма кси малья ый радиус инъек- ции, м
0,3—0,5 0,25—0,35 0,38 0,1 0,1—0,2
0,05 1,8—2
0,01 6,5—7
0,0075 <15
0,92 0,42 0,334 0,1 0,5—0,6
0,05 4—5
0,01 10—11
0,0075 22—24
1,93 0,85 0,365 0,1 2,5—3
0,05 7—8
0,01 14—15
0,0075 <30
2,8 1,57 0,40 0,1 15—18
0,05 >35
0,01 >35
0,0075 >35
4,3 1,93 0,39 0,1 20—25
0,05 >35
0,01 >35
0,0075 >35
где фо — коэффициент критической скорости; йч — диаметр час-
тиц в растворе; р — динамическая вязкость раствора, Па-с;
П — нустотность материала закладки, доли единицы; /<пр — ко-
эффициент проницаемости закладки, м2.
Коэффициент критической скорости рекомендуется опреде-
лять по формуле
Фо=0,6(0,01рт— l)f sin (30 + 6/8), (15.18)
где рт — плотность твердых частиц, кг/м3; / — приведенный ко-
эффициент трения частиц, равный 0,14-0,2; 0 — угол между на-
правлением скорости фильтрации и силой тяжести, градус.
Исходя из критической скорости 1>кр, площади истечения
раствора s и пустотности П назначают минимальный расход
инъекционного раствора через один инъектор.
Химическое закрепление сыпучих материалов. Способ хими-
ческого закрепления выбирают в зависимости от фильтрацион-
ных свойств упрочняемых сред в соответствии со СНиП Ш-9—74.
При этом радиус закрепления от одного инъектора назначают
в зависимости от коэффициента фильтрации.
При силикатизации песка и хвостов обогащения
Коэффициент фильтрации, м/сут . . 2—10 10—20 20—50 50—80
Радиус закрепления, м . 0,3—0,5 0,4—0,6 0,6—0,8 0,8—1
Таблица 15.22
Предел прочности массива в возрасте 28 сут, МПа, при инъекции различных
растворов (давление 2,5—3,5 МПа, средний диаметр частиц
закладки 2,8 мм)
Состав раствора Ц : Г Радиус инъекции, мм
0 5 Ю 20 зо 40
Цементный (рр=1350 кг/м3; В/Ц= = 1,63) Цементно-глинистый (рр= 1350 кг/м3; В/Т= 1,56): 9,5 8,1 6,8 3,9 1,1 0,3
1 : 0,25 4,5 4 1 3,8 2,6 1 0,2
1 : 0,5 2,6 2,5 2,5 2 1,2 0,6
1 : 0,75 1,3 1,3 1,25 1 0,8 0,4
1 : 1 Цементно-глинистый (рР= 1420 кг/м3; В/Т=1,26): 0,5 0,5 0,5 0,5 0,45 0,4
1 0,25 5,8 5,6 5,3 4,5 1.4 0,4
1 : 0,5 3,2 3 2,7 1,5 1 0,5
1 : 0,75 2 1,9 1,8 1,7 1,5 0,8
1 1 Цементно-глинистый (рр= 1500 кг/м3; В/Т=1,2): КЗ 1,2 1,1 1 0 0,8
1 . 0,25 6 5,6 5,3 4,5 1,4 0
1 : 0,5 3,8 3,6 2,8 2,3 0 0
1 : 0,75 2,7 2,6 2,4 1,4 0 0
1 ; ) Цементно-глинистый (рр= 1580 кг/м3; В/Т=0,8): 1,8 1,8 1,7 1,5 0 0
1 : 0,25 6,5 6,4 5,8 4 0 0
1 0,5 4,2 4,2 3,7 2.2 0 0
1 : 0.75 3 2,7 2,5 0,8 0 0
1 : 1 2,3 2,25 2,25 0,1 0 0
При смолизации песка и хвостов обогащения
Коэффициент
фильтрации, м/сут 0,3—1 1—5 5—10 10—20 20—50
Радиус закрепле-
ния, м . . . . 0,3—0,5 0,51—0,65 0,66—0,85 0,86—0,95 0,96—1
Для сплошного закрепления инъекторы располагают в шах-
матном порядке. Расстояние между рядами инъекторов опре-
деляют по формуле а = 1,5г, а расстояние между инъекторами
в ряду Ь— 1,73г, где г — радиус закрепления от одного инъек-
тора. При скорости фильтрации менее 1 м/сут вначале нагне-
тают жидкое стекло, затем раствор хлористого кальция, т. е.
растворы нагнетают поочередно.
При нагнетании химических растворов через перфорирован-
ное звено длиной 1 м расход раствора рекомендуется назначать
в зависимости от коэффициента фильтрации.
Коэффициент фильтрации, м/сут . . . 0,3—5 5—10 10—20 20—80
Расход раствора, л/мин............... 1—5 5—10 10—15 15—20
Таблица 15.23
Давление для различных растворов, МПа, в зависимости
от радиуса нагнетания при постоянном расходе (28 м3/ч)
Состав раствора Ц: Г Средний диа- метр частиц закладки, мм Радиус проникновения раствора, м
5 10 1 15 20 30 35
Цементный (рр= 4,3 0,24 0,26 0,28 0,51 1,2 1,5
= 1350 кг/м3) 2,8 0,48 0,63 0,75 1,15 2 3
Цементно-глинистый (рр= 1350 кг/м8) 1 : 0,25 2,8 0,26 0,47 0,5 0,75 1 1,73
1 : 0,5 2,8 0,26 0,48 0,6 0,8 1,25 2,2
1 :0,75 2,8 0,27 0,49 0,63 0,9 1,5 2,75
1 : 1 2,8 0,27 0,5 0,75 1,1 1,75 4,1
Цементно-глинистый (Рр=1500 кг/м8) 1 : 0,25 3,5 0,6 0,7 0,8 1,1 1,91 2,8
1 :0,5 3,5 0,65 0,75 0,95 1,25 2,42 >3,5
1 : 0,75 3,5 0,7 0,8 1,15 1,4 3,03 >3,5
1 : 1 3,5 0,73 0,9 1,25 1,65 >3,5 —
1 : 1,25 3,5 0,75 1,05 1,4 1,9 >3,5 —
1 : 1,5 3,5 0,8 1,25 1,75 2,5 >3,5 —
Цементно-глинистый (рр=1420 кг/м3) 1 :0,25 2,8 0,35 0,5 0,65 0,8 1,17 >3
1 : 0,5 2,8 0,4 0,51 0,7 0,9 0,23 >3,5
1 : 0,75 2,8 0,43 0,52 0,75 1,1 0,29 >3,5
1 : 1 2,8 0,49 0,63 0,8 1,3 >3,5 >3,5
Таблица 15.24
Характеристики закрепленного сыпучего материала
Способ закрепления Вид сыпучей среды Коэффициент фильтрации, м/сут Предел проч- ности на сжатие, МПа
Силикатизация (попере- менное нагнетание Na2O и SiO2 водного раствора СаС12) Одновременное нагнета- ние Na20, SiO2 и СаС12 Смолизация Пески крупные и сред- ней крупности Пески мелкие Мелкие пески и пылева- тые частицы ООО 04 to tO —* 04 СО 1 ] 1 tO III I 1 । 04 III ~ tO tO | moo * - * 1 — OJ о о о ю 3,5—3 3—2 2—1,5 1—1,4 0,3—0,2 2,5—2 2—1,5
Давление должно обеспечивать проникновение растворов из
химических реагентов на требуемое расстояние и составлять
0,5—2 МПа. Предел прочности на сжатие, принимаемый при
проектировании объектов в зависимости от характеристики
среды и способа закрепления, может достигать 1—3,5 МПа
(табл. 15.24).
15.8. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ И НАГНЕТАНИЯ
ИНЪЕКЦИОННЫХ РАСТВОРОВ
Для приготовления, транспортирования и нагнетания упроч-
няющих растворов используют передвижные установки
(рис. 15.3, 15.4) и стационарные (рис. 15.5).
Конструктивно инъекторы для нагнетания растворов быва-
ют с перфорированным звеном и с манжетами. В шахтных
условиях в основном применяют первый тип (рис. 15.6).
Инъекторы с перфорированным звеном изготавливают из
цельнотянутых толстостенных труб диаметром 32—50 мм. Длина
глухого звена инъектора 1—1,5 м, перфорированного — 0,5—1 м.
Диаметр отверстий перфорированного звена 2—5 мм.
Рис. 15.3. Схема передвижной це-
ментной установки:
1— дозатор цемента; 2— трубопровод для
воды; 3 — смеситель для приготовления
раствора, вместимостью 0,3 м1 * 3; 4 — ротор
смесителя; 5, 7 — вентили; 6 — дозатор
раствора; 8— высокоскоростной турбулент-
ный смеситель; 9 — электромагнитный пу-
скатель; 10— расходный бак для готового
раствора вместимостью 0,3 м3
Рис. 15.4. Схема гелеобразующей ус-
тановки:
1,2 — цистерны для разбавления смолы
и кислоты; 3 — бак для разведенной кис-
лоты; 4 — бак для приготовления гелеоб-
разующей смеси; 5 — водомер для дозиро-
вания кислоты; 6 — насосы ПС-46; 7 — ре
зиновые рукава; 8 — ннъектор
Рис. 15.5. Схема установки для приготовления цементно-глинистых инъекци-
онных растворов:
а — цех приготовления глинистых растворов; б — цех приготовления цементных и це-
ментнОчглинистых растворов; / — склад глины; 2 — глиномялка; 3 — весы; 4, 13, 15, 23 —
смесители; 5 — бак для воды; 6 — дозатор для реагента-пептизатора; 7, 21 — сито; 8—
бак-накопитель; 9— иасос; 10, 27 — трубопровод; И — емкость для воды; 12 — дозатор
для реагента-стабилизатора (ССБ); 14, 22 —дозаторы; 16— дозатор для суспензии бен-
тонита; 17 — бак для едкого иатра; 18— склад цемента; 19 — бункер; 20— шнековый
питатель; 24 — дозатор для пластифицирующей добавки ССБ; 25 — дозатор НП; 26 —
инъекционный насос двойного действия
Рис. 15.6. Конструкции инъекторов:
1 — обыкновенного в собранном виде; 2 — двойного; 3 — с металлическими клапанами,
перекрывающими отверстия; 4 — с двумя перфорированными трубами; 5 — с резиновым
рукавом; 6 — с внутренним резиновым рукавом; 7 — с выдвижным наконечником
Для разводящей сети применяют резиновые или прорези-
ненные армированные металлом рукава диаметром 25—50 мм,
рассчитанные на давление до 3—4 МПа.
В состав контрольно-измерительных приборов входят: ма-
нометры, рассчитанные на давление 5 МПа с погрешностью
0,05 МПа; ареометры для измерения плотности от 1000 до
2000 кг/м3; термометры со шкалой до 100 °C для измерения
температуры химических растворов; весы ШМ-1501 на 150 кг;
редукторы для регулирования давления.
15.9. ПРОИЗВОДСТВО И КОНТРОЛЬ КАЧЕСТВА РАБОТ
Работы по инъекционному упрочнению выполняют по про-
екту. Изменения и отклонения от проекта допускаются лишь
с ведома главного инженера или проектной организации и
оформляются актом.
Инъекционная технология включает приготовление раство-
ров, установку инъекторов, транспортирование и нагнетание
растворов, извлечение инъекторов и вспомогательные работы.
Рис. 15.7. График поглощения раствора q, давления нагнетания Р, суммар-
ного поглощения цемента 2Q во времени t
Концентрацию и рецептуру растворов назначают в соответствии
с требуемой прочностью массивов. Порядок нагнетания зависит
от применяемого способа инъекции и устанавливается проек-
том. Нагнетание осуществляют за счет давления гидростатиче-
ского столба или с помощью насосного оборудования.
Во время производства работ составляют график хода инъ-
екции (рис. 15.7).
По окончании нагнетания раствора давление в системе
должно быть снижено до нуля. Только после этого отсоединяют
рукава от инъектора.
В процессе производства работ постоянно контролируют
качество исходных компонентов, рабочих растворов. Качество
закрепления (прочность) обычно проверяют: бурением конт-
рольных скважин с отбором керна и последующим испытанием;
отбором образцов после вскрытия упрочненных зон; испыта-
нием на прочность массива методами, разработанными ВНИМИ;
методом электрокаротажа или ультразвуковыми приборами.
15.10. СОСТАВ ПРОЕКТА ПРОИЗВОДСТВА РАБОТ
И ОСНОВНЫЕ УКАЗАНИЯ ПО ПРОЕКТИРОВАНИЮ
ИНЪЕКЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ
Проект производства работ по инъекционной технологии со-
ставляют на основании следующих материалов: инженерно-гео-
логических исследований упрочненных участков рудного тела;
технологических данных о блоках, системе разработки, распо-
ложении камер и упрочняемых зон; результатов лабораторных
исследований гранулометрического состава сыпучей среды,
фильтрационных характеристик среды, пустотности сыпучей
среды, опытных работ по упрочнению камер.
Проект должен содержать:
чертеж системы разработки с указанием объемов работ по
закреплению;
схемы разводки труб по подаче инъекционного раствора с
указанием мест расположения контрольно-измерительных при-
боров, мест аварийного сброса инъекционного раствора и про-
мывочной воды;
разрезы по отдельным сечениям с указанием мест установки
инъекторов, их направлений и количества;
объем работ по упрочнению камер и контрольных скважин
в выработках;
нормативную прочность закладки;
состав и свойства растворов, их характеристику по прочност-
ным свойствам, общий объем нагнетаемого раствора;
схему организации работ (порядок нагнетания растворов,
число одновременно работающих инъекторов, перечень и харак-
теристику оборудования, указания по монтажу, потребность в
рабочей силе и основных материалах);
способы контроля качества работ;
смету, калькуляцию и единичные расценки;
календарный план;
правила безопасности при производстве работ;
пояснительную записку с указаниями по технологии произ-
водства работ и контролю качества закрепления.
15.11. ПРИМЕРЫ ИНЪЕКЦИОННОЙ ТЕХНОЛОГИИ
Основные показатели работ приведены в табл. 15.25.
Таблица 15.25
Показатели использования инъекционной технологии на рудниках
Предприятие Характеристика сыпучей среды Состав раствора Расход це- мента, кг/м5 Предел проч- ности и а сжатие, МПа
Рудник Шмирхау (ГДР) (рис. 15.8) Породная заклад- ка с размерами 0—200 мм Цементно-песча- ный с ускорите- лями твердения 50-70 2—3
Дегтярский рудник (рис. 15.9) Порода из про- ходческих забоев крупностью 0— 400 мм Шлакоцементный Ц:Ш:В = = 1 :2 : 5,5 40—60 3—3,5
Урупский рудник (рис. 15.10) Песчано-гравий- ная смесь круп- ностью 0—40 мм Цементный Ц В= 1 : 1—1 6 70—120 3—10
Рис. 15.8. Схема возведения твердею-
щей закладки методом инъекционного
бетонирования на руднике Шмнрхау
(ГДР);
/, 2 — трубопроводы; 3 — емкость; 4 — смеси-
тель; 5 — насос; 6 — трубопровод; 7 — инъек-
торы; 8 — укрепленный массив; 9 — породная
закладка
Рис. 15.9. Схема подачи шлакоцементного раствора в камеры на Дегтярском
руднике:
/ — трубопровод; 2, 3, 5, 6, 7, 10 — перемычки; 4 — закладочный восстающий; 8 — отстой;
9 — скважина для спуска воды
Рис. 15.10. Схема зонной инъекции гидравлической закладки на Урупском
руднике:
1 — трубопровод гидравлической закладки; 2 — трубопровод инъекционного раствора; 3—
гидравлическая закладка; 4— твердеющая закладка; 5 — секционные инъекторы; 6 ~ де-
ревянный отшив
Глава 16
ГИДРОЗАКЛАДОЧНЫЙ СПОСОБ ВОЗВЕДЕНИЯ
ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ
16.1. СОСТАВ ГИДРОЗАКЛАДОЧНОЙ СМЕСИ
Для закладки применяют гидросмеси отходов обогащения
пли песка с добавками цемента или другого связующего. Плот-
ность пульпы находится в пределах 68-—72% твердого по массе,
т. е. 500—600 л воды в 1 м3 смеси.
Из 85 рудников Канады, Австралии, США, Ирландии, Фин-
ляндии, Швеции, Японии и других стран, применяющих этот
способ, 68% используют обесшламленные хвосты обогащения,
25% —дробленые породы, 7% —пески и шлаки.
Распределение фракций в хвостах обогащения по крупности
зависит от степени их классификации (рис. 16.1).
Составы подбирают по условию обеспечения нормативной
прочности, удобоукладываемости, наличия местных материалов,
экономичности.
Большое влияние на прочность смеси оказывают удельный
расход и активность цемента или другого вяжущего, возраст
твердения и др. (табл. 16.1 и 16.2).
Оптимальной считается консистенция смеси в пределах
68—72% твердого.
Влияние плотности пульпы на прочность твердеющей смеси
Плотность пульпы, %............... 50 60 65 70 75
Предел прочности на сжатие, МПа . . . 0,08 0,1 0,15 0,22 0,3
Более плотную пульпу трудно транспортировать по трубо-
проводу. Колебания плотности вызываются погрешностями до-
зирования, непостоянством качества исходных материалов и
другими причинами. Закладочная смесь плотностью 68% при
расходе цемента 8% от массы твердой фракции (примерно
120 кг в расчете на 1 м3) достигает предела прочности всего
лишь 1 МПа.
Зависимость прочности смеси (68% твердого) от содержания цемента
Содержание цемента, %............. 2 4 6 8 10 12 14
Предел прочности смеси на сжатие, МПа 0,2 0,3 0,5 1 1,4 2 2,8
Сравнительно низкие показатели прочности при относитель-
но большом расходе цемента (причем довольно высоких ма-
рок) — 60—70 МПа объясняются мелкозернистым составом за-
полнителя и значительным расходом воды.
Таблица 16.1
Предел прочности твердеющей закладки на одноосное сжатие, МПа
Удельная площадь поверхности зерен компонентов за- кладки, СМ2/г Расход це- мента, % Возраст твердения, гут
7 14 28 90
1430 9,09 0,189 0,273 0,35 0,531
4,76 0,091 0,098 0,112 0,182
3,23 0,49 0,056 0,07 0,098
2030 9,09 0,573 0,706 0,825 —
4,76 —- 0,256 0,329 0 406
3,23 — 0,126 0,169 0.217
3700 9,09 0,724 0,895 1,03 —
4,76 — 0,266 0,315 0,385
3,23 — 0,14 0,175 0,189
4000 9,09 0,622 0,741 0,895 0,923
4,76 0,21 0,238 0,259 0,28
3,23 0,098 0,105 0,133 0,147
Таблица 16.2
Предел прочности на сжатие закладки из хвостов обогащения
(68% твердого) на заполнителях различной крупности, МПа
Возраст твердения, сут Расход це- мента, % Типы хвостов обогащения*
1 2 3 4 5 6 7 8
7 11,1 0,825 0,895 1,07 0,874 0,545 0,734 0,664 0,575
4,8 0,223 0,223 0,22 0,251 0,181 0,253 0,202 0,153
3,2 0,125 0,104 0,12 0,132 0,126 0,146 0,132 0,125
28 Н,1 1,21 1,29 1,43 1,25 0,769 0,923 0,944 0,88
4,8 0,314 0,356 0,337 0,307 0,23 0,293 0,293 0 195
3,2 0,195 0,176 0,164 0,174 0,16 0,209 0,195 0,146
90 Н,1 1,43 1,56 1 ,61 1,46 1,1 1,21 1,31 1,03
4,8 0,37 0,433 0,38 0,356 0,293 0,328 0,328 0,202
3,2 0,139 0,167 0,161 0,181 0,153 0,139 0,23 0,167
* Номер типа указан на рнс. 16.1.
16.2. ОСОБЕННОСТИ ФОРМИРОВАНИЯ МАССИВА
Реологические свойства гидрозакладочных смесей обуслов-
лены большим содержанием в этих смесях воды и широким диа-
пазоном гранулометрического состава. Это требует определен-
ного режима формирования искусственного массива.
Скорость фильтрации воды через закладку находится в пре-
делах 100—200 мм/ч.
Удаление воды из закладочного материала характеризует его
проницаемость К (м2), определяемую по закону Дарси:
7<=n,£p./(/iSp2), (16.1)
где v' — объемная скорость к, %
течения жидкости в пористой
среде, м3/с; L — длина порис-^/7 *
той среды в направлении по-
тока жидкости, м; р, •— дина- ~
мическая вязкость жидкости,
Па-с; h — перепад статичес- цд _
кого напора в пределах образ-
ца, м; S — площадь попереч-
ного сечения пористой среды
в направлении, перпендику-
лярном к потоку, м2; р —
плотность жидкости, кг/м3.
Если скорость потока вы-
разить в м/с и обозначить че-
рез V, то 10
0,05 0,1 0,2 Л,мм
R=vLp/(hp2). (16.2)
Для отдельных растворов
при постоянной температуре
ц/р = const.
Рис. 16.1. График зависимости выхо
да фракции X частиц заданного раз-
мера от их крупности D для раз-
личных типов хвостов обогащения:
/, 2. 3. 4 — классифицированные хвосты;
5, 6, 7, 8 — неклассифицированные хвосты
Поэтому коэффициент фильтрации
K=vL/(hp). (16.3)
Размерность коэффициента фильтрации такая же, как и для
скорости фильтрации Цф, определяемой из выражения
v*=q/S. (16.4)
По интенсивности и характеру осаждения вяжущего выде-
лены три зоны. Первая — центральная (при подаче пульпы через
центральную скважину) зона активного движения пульпы за
счет скоростного напора, препятствующего ее расслоению, и по-
этому цемент равномерно размещается в песке в пределах ра-
диуса
Вторая (Дг2)—участок неравномерного осаждения цемента,
постепенно уменьшающегося от центральной зоны к периферии.
Взвешенные в воде частицы под воздействием гравитационных
сил медленно выпадают в осадок и размещаются между зерен
песка. Зона медленного осаждения цемента составляет 8—-10 м.
Скорость падения частиц в воде v (м/с)
, (16.5)
где г — радиус частицы, мм; рч и рв — плотность соответственно
твердых частиц и воды, г/см3.
Третья Дг3— зона осветленной воды, практически не содер-
жащей вяжущего вещества.
Размер зоны достаточного распределения цемента в запол-
нителе ограничен эффективным радиусом
/?э=7?1+0,5Дг2, (16.6)
который в среднем составляет 17—20 м.
Для возведения качественного монолитного массива на боль-
шой площади устанавливают больше пунктов подачи пульпы,
повышают скорость движения воды в камере с помощью дре-
нажных устройств и т. д.
На рудниках «Фалу» и «Кристенберг» (Швеция) при слоевой
выемке сверху вниз на почву заходки укладывают деревянные
прогоны, затем металлическую сетку (5 мм) и заполняют за-
кладочной смесью. В верхней части слоя прокладывают пласт-
массовую трубу для воздуха, на почве — дренажную трубу диа-
метром 76 мм, обернутую мешковиной.
На руднике «Маунт-Айза» (Австралия) первичные камеры
заполняют смесью с 10—12% цемента, вторичные — с 6%. Пер-
воначальное содержание воды в закладке 31%, остаточное 22%.
Избыток воды откачивают насосом, опускаемым в камеру спу-
стя 2 ч после прекращения подачи смеси. Удельный расход
цемента для камер 50 кг, выемкой снизу вверх 100 кг, с нисхо-
дящей выемкой 120 кг. Закладочный материал подают непо-
средственно на почву слоя, используют трубопровод диаметром
50 мм, а в слое размещают резиновый шланг длиной 15 м.
Однородное распределение цемента в заполнителе получить
трудно. Добавление флокулянтов (полиакриламида) в количе-
стве 10—20 г/т твердых составляющих снижает потери мелких
фракций и увеличивает плотность закладки.
16.3. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ВОЗВЕДЕНИЯ
ИСКУССТВЕННОГО МАССИВА
В закладочной установке, применяемой на многих рудниках
Канады (рис. 16.2), приготовление смеси включает классифи-
кацию и дешламацию отходов обогащения с помощью гидро-
циклонов 1 в одну или две стадии в зависимости от грануло-
метрического состава. Затем хвосты поступают в расходный
бак 2, оборудованный побудителем для предотвращения рас-
слаивания смеси, откуда излишек хвостов можно перекачивать
в накопительную емкость 3 и возвращать их обратно по мере
необходимости в расходный бак. Из последнего хвосты насосом
подаются в смесительный бак 4 или непосредственно в закла-
дочный трубопровод. Одновременно примешивают цемент, по-
ступающий из силосов 9 через питатель, загрузочный желоб 8
и весовой ленточный питатель 5. Перед подачей в закладочный
Рис. 16.2. Гпдрозакладочная установка
со смесительным баком
Рис. 16.3. Схема приготовления тверде-
ющей гидрозакладки на руднике «На-
ван» (Ирландия):
1 — пульпопроводы; 2 и 3 — гндроцнклоны со-
ответственно первой и второй стадий; 4 — бун-
керы для песка; 5 — бункеры для цемента; 6 —
шнековые конвейеры; 7 — дозаторы; 8 — смеси-
тели; 9 — пулытонасосы; 10 — трубопровод для
подачи пульпы в хвостохранилище; И —за-
кладочные трубопроводы
трубопровод пульпа проходит плотностемер 6 и расходомер 7,
показания которых выведены на пульт управления, где нахо-
дится оператор. Коррекция дозирования проводится автомати-
чески.
На закладочных установках ряда рудников имеются неко-
торые отличия от изложенной схемы.
На руднике «Наван» (Ирландия) в течение 1 ч проходят
двухстадийную классификацию около 270 т хвостов обогащения.
На первой стадии она осуществляется в батарее, состоящей
из 8, а во второй — из 6 циклонов диаметром 380 мм (рис. 16.3).
Материал нижнего слива гидроциклонов второй стадии обезво-
живается и поступает в четыре бункера вместимостью 2500 т.
В качестве закладочного материала используют 60—65% хво-
стов. Из бункеров песок насосами подают в баки-смесители
вместимостью 200 т каждый, где добавляют цемент из двух
бункеров вместимостью по 750 т в пропорции, определяемой
диспетчером. Цементно-песчаное отношение может изменяться
от 1 :6 до 1:30. Затвердевающую смесь подают насосами по
двум параллельным трубопроводам диаметром 200 мм к закла-
дочным скважинам.
16.4. ОСОБЕННОСТИ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ
ГИДРОЗАКЛАДОЧНЫХ СМЕСЕЙ
Для перекачивания смеси применяют два способа: грави-
тационный и принудительный (насосом). Соотношение высоты
трубопровода и его длины на рудниках составляет 1 : 10. Мини-
мальная скорость движения гидросмеси по условию предупреж-
дения заиливания труб принята при классифицированных хво-
стах 1,5 м/с и при добавке природного песка 2,4 м/с. Диаметр
труб d устанавливают в зависимости от производительности
установки Q и принятой скорости движения гидросмеси и:
d=/40Q/(iw).
Рис. 16.4. Номограмма для опре-
деления основных параметров
твердеющей гидрозакладки:
А — концентрация твердого в пульпе,
% по массе; Б — то же, % по объему;
В — плотность твердого материала
103 кг/м3; Г — плотность пульпы 10s кг/м5
При чрезмерно большой вы-
соте плотность смеси увеличива-
ют так, чтобы отпала необходи-
мость в специальных устройст-
вах для снижения излишнего на-
пора, т. е. применяют принцип
«самоторможения» смеси в тру-
бопроводе.
На рудниках Канады исполь-
зуют скважины диаметром 76—
100 мм, на горизонтальных уча-
стках— трубы диаметром от 76
до 127 мм. Высота спуска дости-
гает 1200 м, а по горизонтали
1800 м, пропускная способность
труб от 60 до 180 т/ч. Они осна-
щены быстроразъемными соеди-
нениями.
Например, на шахте «Аинт
Фелкнайф» твердый закладоч-
ный материал транспортируют
по поверхностному трубопровду
диаметром 127 мм на расстоя-
ние 1415 м с помощью трех последовательно установленных на-
сосов круглый год при температуре воздуха до —47°C. Тру-
бопровод пропускной способностью 150 т/ч обогревается спе-
циальным кабелем, зацементированным вокруг трубопровода,
покрытого теплоизолирующим слоем стекловолокна толщиной
60 мм. Температура внутри трубопровода контролируется не-
прерывно и поддерживается при помощи термостатов на уров-
не 1—2°. В случае прекращения подачи электроэнергии трубо-
провод сразу же промывают водой с помощью аварийного на-
соса, оборудованного дизельным приводом, запускаемым авто-
матически при отсутствии напряжения в силовой сети.
Потери напора
— , (16.7)
D 2g
где f — коэффициент трения; L и D — соответственно длина и
диаметр трубопровода, м; v— скорость движения смеси, м/с.
При плотности смеси 60% твердого материала по массе ко-
эффициент трения равен 0,03.
Зависимость между плотностью и максимально допустимой концентрацией
твердого материала в пульпе
Плотность твердого материала, т/м3 2,1 2,3 2,5 2,7 2,9 3,1
Максимально допустимая концентра-
ция его в пульпе, %..................... 67,3 69,3 71 72,6 74 75,2
Плотность твердого материала, т/м3 3,3 3,5 4 4,5 5
Максимально допустимая концентра-
ция его в пульпе, %...................... 76,4 77,4 79,7 81,5 81,3
Для определения плотности твердого материала, концентра-
ции его в пульпе как по массе, так и по объему, а также плот-
ности пульпы служит номограмма (рис. 16.4). Если плотность
твердого материала 2,5-103 кг/м3, а концентрация его в пульпе
по массе 63%, то плотность пульпы и концентрация в ней твер-
дого материала по объему равны соответственно 1,58-103 кг/м3
и 43%.
Глава 17
ПОЛУРАЗДЕЛЬНЫЙ СПОСОБ ВОЗВЕДЕНИЯ
ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКИ
17.1. ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ И ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ
Вяжущий раствор и крупнокусковой заполнитель подают
к месту закладочных работ раздельно и смешивают их в про-
цессе возведения искусственного массива.
Достоинства этого способа — отпадает необходимость в до-
полнительном дроблении породы, ее сбрасывают в выработан-
ное пространство, не выдавая на поверхность.
Существуют следующие схемы возведения массива: самотеч-
ная, пневматическая, конвейерная и машинная.
Впервые способ применили на Алтын-Топканском руднике,
затем на трех свинцово-цинковых рудниках ПНР, применяющих
камерно-столбовую систему разработки, в Австрии, Австралии,
Италии и других странах.
17.2. ПОЛУРАЗДЕЛЬНЫЙ ПНЕВМОЗАКЛАДОЧНЫЙ СПОСОБ
Цемент из автомашины выгружают в силосы 1, откуда пита-
телем направляют в смеситель 2 непрерывного действия, в ко-
торый одновременно подается вода (рис. 17.1). Готовый раствор
сливается в трубопровод 3 диаметром 40—50 мм и по нему
самотеком поступает к месту закладочных работ. Породу, до-
ставляемую в вагонах из подготовительных забоев, направляют
на дробильно-сортировочную установку, расположенную на ос-
новном откаточном горизонте. Вагоны с помощью опрокидыва-
теля 4 выгружают в приемный бункер 5. Мелкозернистую фрак-
цию породы размером до 80 мм (в поперечнике) конвейером
подают в пневмозакладочную машину 6 и по трубопроводу 7
в выработанное пространство.
Для смешивания вяжущего раствора и заполнителя подсое-
диняют трубопровод к пневмозакладочному диаметром 150—
200 мм на расстоянии 150—200 м от заполняемой камеры.
Закладка включает 100—160 кг портландцемента, заполни-
тель из песка и щебня, а также 350—400 л воды.
На руднике «Сулливан» (Канада) пневматический способ
дозакладки камер оказался наиболее эффективным. Диаметр
труб 152 мм. Подача воздуходувки 100 м3/мин при избыточном
давлении 0,06 МПа, массовая подача закладки — 100 т/ч на
расстояние до ПО м, скорость воздушного потока 40 м/с. Закла-
дочная машина подает породу порциями. Частицы размером до
25 мм находятся во взвешенном состоянии, а более крупные
перекатываются по нижней части трубы. Дистанция свободного
выброса — 30 м.
При поступлении очередной порции материала скорость воз-
душного потока снижается до 27 м/с. Трубы периодически по-
ворачивают (через каждые 50 ч работы), а после пропуска
50 тыс. т материала меняют.
Вяжущий раствор подают непосредственно в закладочную
машину совместно с закладочным материалом и таким образом
получают твердеющую закладку с очень низким соотношением
цемента и закладочного материала — 1:30 по массе, что соот-
ветствует удельному расходу цемента около 50 кг (плотность
Рис. 17.1. Схема закладочного комп-
лекса для полураздельной пневмо-
закладочной технологии
Рис. 17.2. Схема подачи заполните-
ля на руднике «Маунт-Айза»
Рис. 17.3. Полураздельная техноло-
гия закладочных работ
заполнителя 1,6 т/м3). Лопасти машин имеют сменные наконеч-
ники; между капитальными ремонтами машина укладывает
100 тыс. т материала.
17.3. ПОЛУРАЗДЕЛЬНЫЙ КОНВЕЙЕРНЫЙ СПОСОБ
На руднике «Маунт-Айза» (рис. 17.2) породу из закладоч-
ного карьера 1 автосамосвалами подают на дробильную уста-
новку 2, затем конвейером 3 в склад для закладочного мате-
риала 4, расположенный во вспомогательном карьере, где
установлена телекамера 5. Конвейер оборудован весами. Из
склада материал по породоспуску 6 поступает на подземный
конвейер 7, снабженный в пункте погрузки телекамерой. С глав-
ного конвейера закладочный материал подается участковыми
конвейерами, установленными перпендикулярно к главному,
в отработанные камеры 8. Вяжущий раствор из отходов обо-
гащения, воды, цемента и шлака разбрызгивается по породе
в момент ее падения с конвейера в камеру, в результате чего
получается равномерная по качеству цементирования масса.
17.4. ПОЛУРАЗДЕЛЬНЫЙ МАШИННЫЙ СПОСОБ
Этот способ включает раздельное перемещение заполнителя
и цементного раствора, их смешивание на закладочном гори-
зонте перед подачей в выработанное пространство (рис. 17.3).
Цемент подвозят автомашинами и выгружают на склад це-
мента /. Заполнитель находится в бункере 2. Исходные мате-
риалы по штольне 3 поступают в шахту, заполнитель из бунке-
ра 4, оборудованного дробилкой 6 и грохотом, — в породо-
спуск 7. Воду из резервуара подают в смеситель по трубопрово-
ду. Вяжущее доставляют цементовозом. Водоцементный раствор
в соотношении 1 : 1 из емкости 5 по трубопроводу поступает на
смесительный пункт 8. Здесь он смешивается с заполнителем на
деревянном лотке, и готовая смесь подается в бункер для бето-
на 9. На подэтажах закладочную смесь перевозят думпером
или погрузочно-доставочной машиной «Эймко-912В» с ковшом
вместимостью 1,7 м3 на расстояние в среднем 80 м по штре-
кам 10 в камеру 11. Добываемая руда поступает в бункер 12,
затем на откаточный штрек 13.
17.5. ОСОБЕННОСТИ ФОРМИРОВАНИЯ ИСКУССТВЕННОГО
МАССИВА, ВОЗВОДИМОГО ПОЛУРАЗДЕЛЬНЫМ СПОСОБОМ
Важное значение имеет смешивание раствора с заполните-
лем, которое можно довольно качественно осуществлять в про-
цессе выгрузки и размещения материалов в выработанном про-
странстве.
Известно, что крупнозернистый заполнитель в отработанной
камере располагается под углом 45—50°, а вяжущий раствор
растекается под углом 5—10°. В процессе размещения запол-
нитель делится по крупности: более крупные куски располага-
ются по периферии отсыпаемого конуса, где формируется зона
с повышенной пустотпостью материала. В этой зоне концентри-
руется избыточный вяжущий раствор.
Раствор из равных частей воды и цемента — наиболее опти-
мальный. Положительные результаты дает раствор из класси-
фицированных (дешламированных) мелкозернистых хвостов
обогащения, 4% цемента и 8% молотого медеплавильного шла-
ка. Его плотность — 70% твердого материала по массе.
Глава 18
БЕТОННЫЕ НАСТИЛЫ
18.1. НАЗНАЧЕНИЕ И ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ
Бетонные настилы исключают потери руды, улучшают усло-
вия работы самоходных машин, сокращают приток вредных
газов из выработанного пространства и потери свежего воздуха,
служат крепью, что повышает производительность труда на
10—-15%. Область применения настилов устанавливается тех-
нико-экономическим расчетом.
18.2. ПРОЧНОСТЬ БЕТОННОГО НАСТИЛА
Прочность бетонного настила с учетом массы груженой ма-
шины, усилия черпания и площади соприкосновения шин с поч-
вой установил Л. В. Малетин. Методика расчета требуемой
прочности бетонных настилов приведена в гл. 10.
Удельное давление самоходных машин тяжелого типа на
бетонный настил не превышает 1,5—1,8 МПа/м2.
Необходимую толщину бетонного покрытия h, возводимого
из материала определенной прочности, устанавливают путем
расчета балки, лежащей на упругом основании, с учетом того,
что реакция основания пропорциональна его осадке. Разруше-
ние балки происходит от действия максимального изгибающего
момента А1гаах. Расчет покрытий производят по их предельному
состоянию —образованию трещин—решением условия
Мтах < 0,6-’/ШШрЬ/12,
где т — коэффициент, учитывающий условия работы покрытия,
зависящего от типа движителя — колеса или гусеницы (т =
= 0,84-1); п — коэффициент однородности закладочного массива
(и=0,б4-0,8); цр — нормативное сопротивление закладочного
материала растяжению, МПа, ор= (0,25 4-0,3) осж; Ъ — ширина
плиты в плоскости действия момента, равная ширине следа ко-
леса, м.
Если закладочный массив имеет предел прочности на сжатие
0,2—0,4 МПа, то верхнюю его часть (бетонное покрытие) воз-
водят из материала толщиной 35—50 см, предел прочности ко-
торого около 1 МПа, что обеспечивает нормальные условия для
работы тяжелого самоходного оборудования.
На рудниках, где применяют взрывную отбойку руды на
бетонный настил и скреперную доставку, предел прочности ма-
териала настила равен 1—1,5 МПа, который он приобретает
в течение двух смен. Дальнейшее сокращение сроков твердения
Таблица 18.1
Предел прочности на сжатие песчано-цементных смесей
Соотношение це- мент/песок (по объему) Марка це- мента Водоцементное от- ношение В/Ц Предел прочности на сжа- тие, МПа, в возрасте, сут
2 и
1:4 гид мзоо 0,5 2
1:5 гщ мзоо 0,5 1,3 2,5
1:4 шпц мзоо 0,5 1,5 —
связано с повышенным расходом цемента, использованием уско-
рителей твердения, что неэкономично.
На руднике «Мацуминэ» (Япония) прочность бетонного на-
стила составляет от 1,4 до 3,5 МПа, а работу на нем начинают
через 1—4 сут, иногда через 6 сут. На руднике «Блек Хилл»
(США) толщина бетонного настила составляет 100—140 мм.
На Белоусовском руднике применяют настилы толщиной 6—8 см,
на которые через 1 сут осуществляют взрывную отбойку. На
участках, где работает самоходное оборудование, толщину на-
стила увеличивают до 10 см.
18.3. СОСТАВ СМЕСЕЙ
Состав смесей для возведения бетонного настила принимают
в зависимости от предъявляемых требований по прочности, тех-
нологии возведения и срокам твердения (табл. 18.1).
Ускорители твердения — хлористый кальций и фтористый
натрий — оказывают положительное влияние на прочность сме-
си лишь в течение первых 2—3 сут. Интенсивное нарастание
прочности наблюдается в течение первых двух смен, когда об-
разцы с ускорителями на 15—20% прочнее контрольных работ.
Дальнейшее твердение смесей с ускорителями протекает с мень-
шей интенсивностью, и через двое суток исследуемые и конт-
рольные пробы имеют примерно одинаковую прочность. В более
поздние сроки бетон с ускорителями твердеет медленнее, чем
без них, и через 28 сут оказывается на 20—30% слабее конт-
рольных образцов.
Оптимальный расход хлористого кальция составляет 2—3%.
По эффективности влияния на прочность бетона добавка 5%
хлористого кальция эквивалентна 2% фтористого натрия. Уско-
рители целесообразно применять при необходимости сокраще-
ния времени твердения бетонного настила до одной-двух смен.
18.4. СПОСОБЫ ВОЗВЕДЕНИЯ БЕТОННОГО НАСТИЛА
Бетонный настил возводят двумя способами: набрызгивани-
ем (торкретированием) и разливом смеси. При первом способе
сухой цемент и песок перемешивают в бетономешалке. Сухую
смесь загружают в торкрет-машину, сжатым воздухом подают
в очистной забой к соплу, где смачивают и наносят на поверх-
ность породной закалки. Перед бетонированием поверхностный
слой породы разравнивают, толщину наносимого бетонного по-
крытия контролируют по установленным реперам. Бетонировать
можно и наклонную поверхность закладки под углом 45°. При
большем угле наклона трудно выдерживать заданную толщину
бетонного слоя. Для удобства извлечения с настила богатой
по содержанию полезного компонента рудпой мелочи (напри-
мер, смыванием струей воды) целесообразно придавать поверх-
ности закладочного массива уклон к рудоспуску. Сухая смесь
может транспортироваться от торкрет-машины к месту бетони-
рования на расстояние 40—50 м по вертикали, 200 м и более
по горизонтали. Для доставки на большее расстояние целесо-
образно применять металлический трубопровод в целях сниже-
ния сопротивления движению смеси. Производительность тор-
крет-машины 7,5 м2/ч при толщине покрытия 8—10 см. На ее
обслуживании заняты 4 чел.: двое рабочих готовят смесь, один
управляет торкрет-машиной и один — сопловщик.
Недостаток этой стационарной установки — в небольшом ра-
диусе действия. Для обслуживания большого числа блоков не-
обходимо создавать несколько смесительных узлов.
Торкрет-машину целесообразно применять в комплексе с
пневмонагнетателями. Все механизмы монтируют на передвиж-
ных каретках, соединенных в поезд. Верхнюю камеру торкрет-
машины снимают. Поезд загружают сухой смесью на централь-
ном смесительном узле и электровозом доставляют к месту
бетонных работ. Сухая смесь из пневмонагнетателей сжатым
воздухом подается в рабочую камеру торкрет-машины, откуда
по шлангу поступает к соплу в очистной забой, смешивается
с водой и наносится на поверхность породной закладки слоем
толщиной 8—10 см.
Данная установка отличается маневренностью, все операции
приготовления смеси и бетонирования полностью механизиро-
ваны. Сухая смесь из пневмонагнетателя легко выгружается
сжатым воздухом, если влажность песка не превышает 2—3%.
Максимальное время разгрузки пневмонагнетателя не превы-
шает 30 мин. За 6 ч работы передвижная установка подает
7,2 м3 смеси, достаточной для бетонирования 70 м2 поверхности
закладки. На ее обслуживании заняты машинист и сопловщик.
Недостаток метода набрызгивания — трудность сохранения
близкого к установленной величине (0,5) водоцементного отно-
шения, которое колеблется в пределах 0,3—0,8. Избыток воды
снижает прочностные свойства бетона.
Второй способ бетонирования заключается в разливе бето-
нотвердеющей смеси. В бетономешалке приготовляется жидкая
смесь и перегружается в пневмонагнетатель, из которого сжа-
тым воздухом по трубопроводу диаметром 100—150 мм раствор
подается в рабочие блоки и из шланга разливается по поверх-
ности закладки. Для транспортирования по трубопроводу смесь
должна обладать более высокой подвижностью, чем при на-
брызгивании, что достигается увеличением водовяжущего отно-
шения до 0,8—1. В результате предел прочности на сжатие
материала снижается на 20—25%.
Недостаток технологии — расслоение смеси в пневмонагне-
тателе при ее транспортировании.
На рудниках компании «Инко» (Канада) для сооружения
бетонного настила на песчаной закладке через каждые 5 м по
длине слоя устанавливают поперечные доски толщиной 50 мм
из расчета, чтобы толщина бетонного слоя составила 10 см,
затем между ними укладывают бетон. Взрывную отбойку руды
возобновляют через 24 ч, и настил не повреждается. Рекомен-
дуется вначале производить мелкие взрывы с целью покрытия
бетона защитным слоем руды толщиной 15—20 см. На рудни-
ках компании «Фалконбридж» (Канада) поверхность сыпучей
закладки с помощью деревянной опалубки высотой 150 мм де-
лят на небольшие участки, затем заливают цементирующей гид-
росмесью.
На одном из канадских рудников для возведения бетонного
настила способом разлива гидрозакладочную смесь с повышен-
ным содержанием цемента подают с поверхности по скважине
диаметром 76 мм, а к месту укладки по стальным трубам диа-
метром 76, 100 и 124 мм.
18.5. ЭФФЕКТИВНОСТЬ БЕТОННЫХ НАСТИЛОВ
На рудниках ГДР, разрабатывающих месторождения жиль-
ного типа, интенсивность возведения бетонных настилов раз-
ливом или набрызгиванием составила 7,5 м2/ч; затраты труда
на 40% меньше, чем при сооружении деревянного настила. При
разработке руд высокой ценности экономический эффект от при-
менения бетонных настилов достигается за счет сокращения
потерь полезного компонента, которые не превышают 1—1,5%.
В результате перехода на бетонные покрытия были исклю-
чены затраты на зачистку поверхности закладки и возведение
деревянных настилов, на транспортирование, обогащение и ме-
таллургический предел бедной руды, полученной от зачистки
поверхности породной закладки.
Экономический эффект от внедрения в производство бетон-
ных настилов изменяется от 10 до 20% себестоимости руды
в зависимости от ее ценности и снижения потерь полезного
ископаемого в закладке.
Глава 19
ТРАНСПОРТ ЛИТЫХ ЗАКЛАДОЧНЫХ СМЕСЕЙ
19.1. СПОСОБЫ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ ЗАКЛАДОЧНЫХ
СМЕСЕЙ ПО ТРУБОПРОВОДАМ
Закладочные смеси в выработанное пространство шахтных
полей доставляют самотеком, а при недостаточном напоре ис-
пользуют сжатый воздух или вибрацию горизонтального участ-
ка закладочного трубопровода. Место установки рабочих пнев-
моэжекторов определяется расчетным путем.
19.2. МЕТОДИКА РАСЧЕТА ТРУБОПРОВОДНОГО
ТРАНСПОРТА ЗАКЛАДОЧНОЙ СМЕСИ В САМОТЕЧНОМ РЕЖИМЕ
Предельная длина горизонтального самотечного участка
Гтах (м) определяется из условия обеспечения заданной произ-
водительности
\ Sin СХ J у
где р — плотность закладочной смеси, кг/м3; Н — высота напол-
нения вертикального или наклонного става труб, которая при-
нимается обычно в пределах 0,7—0,8 всей высоты става, м;.
APt— удельные потери давления при движении смеси по трубо-
проводу с учетом повышения ее вязкости, Па/м; а — угол накло-
п
на трубопровода к горизонту, градус; SnKZK — суммарная экви-
валентная длина колен и поворотов, размещенных по всей длине
закладочного трубопровода.
Эквивалентная длина /э для колена с углом поворота 90е
и радиусом закругления 2 м равна 12 м, а с радиусом закруг-
ления 1 м — 20 м. Для колена с углом поворота меньше 90е’
эквивалентную длину определяют из соотношения
/Эср=Д9ооак/90°, (19.2>
где ак — угол поворота трубопровода в колене, градус.
Удельные потери давления
__ 16 т0 32[tCM . . _ 16 т0 . 32pCMt> Г19 3Ъ
3 D D2 ’ “ 3 pgD pgD2 ’ * ‘ 7
где то — статическое напряжение сдвига, Па; D — диаметр тру-
бопровода, м; Цсм — вязкость смеси, Па-с; v — скорость движе-
ния смеси по трубопроводу, м/с; р — плотность смеси, кг/м3.
Диаметр трубопровода
где Q3.y — производительность закладочной установки, м3/ч.
Скорость движения смеси принимают из условия устойчи-
вости ее к расслоению и пропускной способности трубопровода.
Оптимальные скорости при самотечном режиме 0,5—0,7 м/с,
в отдельных случаях до 1,50—2 м/с.
Удельные потери давления для трубопроводов разных диа-
метров
ДР=ДЛА)/О, (19.5)
где ДР0 — удельные потери давления при движении смеси по
экспериментальному трубопроводу; Do и D — соответственно
диаметр экспериментального и проектируемого трубопроводов.
Удельные потери давления с учетом «старения» смеси
ДА = ДР0(1 + 0,0055а0’25//IV'0 33, (19.6)
где а — доля цементной добавки в общем количестве вяжущего;
t — время, определяющее среднее изменение транспортабельно-
сти смеси по всей длине трубопровода, мин; принимается /=Г/2;
W — водовяжущее отношение.
Время движения смеси по всей длине трубопровода
7>(Я+£)/(60о), (19.7)
где L — длина горизонтального участка трубопровода, м.
Высота столба смеси, обеспечивающая подачу заданного
количества смеси закладки на расстояние L с учетом ее «ста-
рения»,
п
6 + 2 П^3
&Pt sin а
19.3. РАСЧЕТ ПАРАМЕТРОВ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ
ЗАКЛАДОЧНОЙ СМЕСИ ПО ТРУБАМ
В САМОТЕЧНО-ПНЕВМАТИЧЕСКОМ РЕЖИМЕ
Длина горизонтального самотечного участка
и
sin а
п
г _ 9,8р//
(19.9)
Все параметры, входящие в это выражение, определены выше.
Рис. 19.1. Осциллограмма (а) и форма порции смеси (б):
Д\, Дз, • • •» Дб — датчики наличия смеси; t — время движения смеси
Расстояние от вертикального или наклонного става до рабо-
чей пневмоврезки
£ —L ____________
‘-с Чпах Лр
п.тр
(19.10)
где Ро — давление сжатого воздуха, Па; ДРп.Тр— удельные по-
тери давления на участке пневмотранспорта, Па/м.
Максимальная длина участка пневмотранспорта
£ max —. ^п.тр Рр
vc ДРП тр
(19.11)
где Пп.тр и vc — соответственно скорость движения смеси на
участках пневмотранспорта и самотека, м/с.
Движение смеси на участке пневмотранспорта происходит
порционно, что подтверждается осциллограммами, полученны-
ми рядом авторов (рис. 19.1).
Суммарная длина Ln порций закладочной смеси, движущей-
на участке пневмотранспорта, определяется из соотношения
^Лп.тр » (19.12)
ДРптР = ДР (19.13)
ДРТ =ДРТ Tt г0 fl +0,0055 — \ Ц7(|.зз у (19.14)
/ \ [ 1 + 0,0055 —— Т1 , (19.15)
где ДРТО— удельные потери давления, связанные со статическим
напряжением сдвига, для свежеприготовленной смеси, Па/м;
ЛРИс — удельные потери давления, связанные с вязкостью для
свежеприготовленной смеси, при ее движении со скоростью,
равной скорости движения смеси на самотечном участке, Па/м;
ДРТ/ и ДР0/—то же, но в конце самотечного участка, Па/м;
Т — время движения смеси по самотечному участку, мин.
Значение Д/\о можно определить по величине отрезка, от-
секаемого на оси ординат при продолжении линии, характери-
Таблица 19.1
Зависимость удельных потерь давления от скорости движения смеси
ио трубопроводу диаметром 104 мм
Расход компонентов закладочной смеси Скорость движения смеси, м/с Удельные потерн дав- ления;, кПа/м
Заполнитель, кг Моло- тый гран- шлак, кг Це- мент, кг Глина, % от массы заполни- теля Вода, л
Известняк класса —5 мм
1180 300 185 — 400 0,5 1 1 >5 3,1 4,35 5,5
1200 320 80 — 400 0,45 0,92 5,2 6
1200 320 80 5 400 0,52 1 ,02 6,4 7,8
1200 320 80 10 400 0,5 0,93 7,2 8,6
1200 280 120 — 400 0,53 1,02 6,5 7,8
1200 280 120 5 400 0,38 0,9 7,4 9
1200 240 160 — 400 0,46 0,97 7,6 9,2
1200 Песок 240 160 5 400 0,56 0,83 9,4 Ю,1
1180 360 40 10 400 0,49 0,95 3,9 5
1200 320 80 10 400 0,42 0,91 5,7 7
1200 280 120 10 400 0,51 0,98 7,1 8,7 2,75 3,25 3,65 4,12
1200 360 40 10 440 0,49 0,97
1200 Отходы, обогащения-}- 320 80 10 440 0,46 0,95
-}-щебень (класс, мм):
10004-200(4-10— 20) 240 160 10 400 0,51 7
•8004-200(4-10—20) 240 160 10 400 0,95 0,56 9,7 4,6
10004-200(4-20—25) 240 160 10 400 0,77 0,46 6,3 6,1
8004-400(4-20—25) Песок-\-щебень 240 160 10 400 0,96 0,36 0,93 8,4 4 5,5
(класс, мм): 10004-200 (—20)
240 160 10 400 0,54 6
10004-20 (—25) 240 160 10 400 0,96 0,55 7,2 5,3
€004-600 (—30) 240 160 10 400 1,03 0,5 0,98 6,6 3,8 4,9
зующей изменение удельных потерь давления для той или иной
смеси. Величина Л/\с равна разности между ординатой точки
на кривой изменения удельных потерь давления при той или
иной скорости (табл. 19.1) и ординатой
Скорость движения смеси на участке пневмотранспорта
Г’п.тГ
vcLn&P
Л. — kPVtLD
(19.16)
Эффективность подачи закладки зависит от реологических
параметров смеси и правильного выбора скорости ее движения
на участке самотека.
Количество сжатого воздуха, необходимого для обеспечения
заданной пропускной способности трубопровода,
z) ____ АРЦ TpZ-nQ3 у
(19.17)
где Q3.y — производительность закладочной установки в едини-
цу времени, м3/с; рв — плотность воздуха при рабочем давлении,
кг/м3; R— газовая постоянная, равная 8,31 -103 Дж/(кмоль гра-
дус); То — абсолютная температура, К; т— масса 1 кмоль;
Ро и Рк-—начальное и конечное давления воздуха, Па.
Расход сжатого воздуха на транспортирование 1 м3 закла-
дочной смеси, приведенного к нормальным условиям,
= (19-18)
Чз.у' к
Зависимость диаметра пневмоэжектора от диаметра трубопровода
Диаметр пневмоэжекто-
ра, мм ............... 10 12 14 16 18 20
Диаметр закладочного
трубопровода, мм . . 148 171—187 213 241 267—293 319
Расход сжатого воздуха для выбранного пневмоэжектора
. (i9-i9>
где цпэ — коэффициент расхода пневмоэжектора, принимается
равным 0,68; Рсх — давление сжатого воздуха перед пневмо-
эжектором, Па.
Необходимое число пневмоэжекторов
n=QB/Q3. (19.20)
Кроме рабочих пневмоэжекторов через каждые 50—60 м по
длине пневмоучастка устанавливают аварийные, которые вклю-
чаются последовательно, начиная от конца пневмоучастка, при
закупорке труб.
Статическое напряжение сдвига т0 и структурную вязкость рстр
для смесей с однородным заполнителем определяют по фор-
мулам:
F1/Jr°.a3a°.2,’m
Л) =
Рстр
Г4
F2DPr°.66a">26m2
(19.21)
(19.22)
1Г6
Для смесей, в которых заполнители находятся в различном
соотношении, формулы (19.21) и (19.22) принимают следующий
вид:
РстР —
(19.23)
(19.24)
где Vi — доля заполнителя от общей массы; Рг — содержание
глины в заполнителе, доли от его массы; а — доля цементной
добавки в общей массе вяжущего; т — отношение массы за-
полнителя, расходуемого для получения закладочной смеси,
к массе вяжущего; F) и F2— коэффициенты, зависящие от вида
заполнителя и его плотности.
Заполнитель Fl F%.
Отходы дробления известняка класса -—5 мм .... 58 10
Песок со средней крупностью частиц 0,38 мм . . . 21 21
Песок класса —5 мм................................. 45 12
Хвосты РОФ со средней крупностью частиц 0,35 мм . . . .26 10'
19.4. ОБОРУДОВАНИЕ ТРУБОПРОВОДОВ
Для транспортирования твердеющих смесей используют
стальные трубы диаметром 76—220 мм и толщиной стенки
4—14 мм.
Типоразмеры стальных бесшовных труб
Вид труб Наружный диаметр труб, мм
Г орячедеформированные
(ГОСТ 8732—78) . . 95—102—108—114—121—127—133—140—146—152—
—159— 168— 180— 194—203
Холоднодеформирован-
ные (ГОСТ 8733—74) . 95-100—102—108—110—120—130—140—150—160-
—170—180—190
Линейные и прочностные характеристики материала труб
приведены в табл. 19.2 и 19.3.
Таблица 19.2
Линейная плотность стальных бесшовных труб, кг/м
Наружный диаметр, мм Толщина стенки, мм
9 10 н 14 16
102 20,64 22,69 24,69 30,38 33,93
114 23,31 25,65 27,94 34,53 38,67
127 26,19 28,85 31,47 39,01 43,80
140 29,08 32,06 35,00 43,50 48,93
Таблица 19.3
Прочностные характеристики материала труб
Марка стали Временное сопротивле- ние разрыву, МПа, не ме- нее Предел те- кучести, МПа, не ме- нее Марка стали Временное сопротивле- ние разрыву, МПа, не ме- нее Предел те- кучести, МПа, не ме- нее
Ст2сп 350 220 45 600 330
Ст4сп 420 250 40Х 670 —
Ст5сп 500 280 ЗОХГСА 700 —
Стбсп 600 310 15ХМ 440 230
10 360 220 12ХН2 550 400
20 420 250
Пропускная способность труб зависит от абразивных свойств
материала, марки стали и достигает 500—700 тыс. м3. Регуляр-
ный поворот труб вокруг оси на 120° увеличивает срок их служ-
бы. Трубопроводы прокладывают по почве выработки; соеди-
нения— быстроразъемные. Параллельно монтируют трубопро-
вод для подачи сжатого воздуха с пневмоэжекторами (рис. 19.2),
оборудованными обратными клапанами (рис. 19.3), которые
предотвращают попадание твердеющей смеси в сеть сжатого
воздуха.
Перспективным является применение труб из полиэтилена
(табл. 19.4), характеризующихся высокой износоустойчивостью.
Их стоимость на 20—30% ниже, чем стальных труб.
Типы напорных труб из полиэтилена низкого давления (ГОСТ 18599—83)
Тип труб
Рабочее давление
при 20° С. МПа
Л (легкий)..................................................... 0,245
СЛ (среднелегкий).............................................. 0,392
С (средний).................................................... 0,588
Т (тяжелый).................................................... 0,981
Предел текучести при растяжении для труб из полиэтилена
низкого давления равен 20,6 МПа, для труб из полиэтилена
высокого давления — 9,8 МПа.
Рис. 19.2. Пневмоэжектор с обрат-
ным клапаном для подачи сжатого
воздуха в закладочный трубопровод:
1 — патрубок; 2 — конус эжектора; 3 —
шток; 4— стальная пластина: 5 — запор-
ное устройство; 6 — резина; 7—трубопро-
вод
Рис. 19.3. Пружинно-диафрагмен-
ный обратный клапан для подачи
сжатого воздуха в закладочный тру-
бопровод:
I — опорная пластина; 2 — втулка; 3— нап-
равление движения сжатого воздуха; 4 —
конус клапана; 5 — диафрагменный клапан
с пружиной
Рис. 19.5. Ревизия:
/ — корпус ревизии; 2 — штуцер для подвода
сжатого воздуха или воды; 3 — пробка с резь-
бой; 4 — стенка трубопровода-
Рис. 19.4. Манометр для определения давления раствора в трубопроводе:
/ — корпус камеры; 2— крышка; 3 — манометр; 4 — вода; 5—резиновая диафрагма; 6 —
уплотняющее кольцо; 7 — закладочная смесь
Для соединения полиэтиленовых труб между собой и
с различными материалами применяют клей разных марок
(табл. 19.5).
Для контроля за давлением в закладочном трубопроводе
у вертикального става и в местах установки пневмоэжекторов
280
Таблица 19.4
Толщина стенок труб из полиэтилена, мм
Средний на- ружный диа- метр, мм Низкое давление Высокое давление
Л сл с т Л сл с т
90 2,2 3,5 5,1 8,2 4,3 6,7 9,7 15
110 2,7 4,3 6,3 10 5,3 8,2 11,8 18,4
125 3,1 4,9 7,1 11,4 6 9,3 13,4 20,9
140 3,5 5,4 8,0 12,8 6,7 10,4 — —
160 3,9 6,2 9,1 14,6 7,7 11,9 — —
180 4,4 7 10,2 16,4 — — — —
200 4,9 7,7 П ,4 18,2 — — — —
225 5,5 8,7 12,8 20,5 — — — —
250 6,1 9,7 14,2 22,8 — — — —
280 6,9 10,8 15,9 25,5 — ’— — —
Таблица 19.5
Составы клея для полиэтиленовых труб
Состав клея Количество частей по массе Толщина клеевого слоя, мм Время вы- держки при 20° С, ч Предел прочности на сдвиг, МПа Область приме- нения
Эпоксидная смола 100 0,05 3—4 7—9 Склеивание
ЭД-6 или ЭД-5 Полиэтиленполиамин 7 — — — полиэтилена
Днбутил фталат 2 — — —
Эпоксидная смола 100 0,05—0,1 3 5—6 То же
ЭД-6 пли ЭД-5 Полпэтиленполиамин 10
Тикол 1 — — —-
Эпоксидная смола 100 0,05—0,1 4,5—5 — Приклеивание
ЭД-6 Дибутилфталат 1 — .—. — полиэтилена к металлу
Гексаметилендиамин 1 — •— —
монтируют манометры (рис. 19.4) с разделительными камерами
и промежуточными передатчиками давления (вода, масло).
Контроль за движением закладочной смеси осуществляют через
специальные ревизии (рис. 19.5). Через них же производят ава-
рийный выпуск закладки из трубопровода и очистку последнего
при закупорке с помощью воды или сжатого воздуха (рис. 19.6).
В случае схватывания раствора трубы разбирают, устанав-
ливают на козлах и разбуривают станками.
На ряде закладочных комплексов применяют вибрационный
метод предупреждения и ликвидации закупорок трубопровода.
Рис. 19.8. Водоотводящее устройст-
во:
1 — закладочный трубопровод; 2 — пере-
кидной клапан-крышка; 3 — водоотводящнй
трубопровод
Рис. 19.6. Устройство для ликвида-
ции закупорок в горизонтальной ча-
сти закладочного трубопровода:
1 — трубопровод; 2 — врезка для подачи
сжатого воздуха и воды; 3 — воздушная
магистраль; 4 — водяная магистраль; 5 —
резиновые шланги; 6 — клапан для аварий-
ного сброса смеси
Рис. 19.7. Устройство для аварийно-
го сброса смеси из вертикального
става закладочного трубопровода:
/—колено трубопровода; 2 — шарнир кла-
пана; 3— клапан; 4—пневмопривод; 5 —
тяга пневмопривода
В аварийном случае повышение давления в магистрали фикси-
руют дистанционные манометры, и на участке трубопровода
включаются вибраторы, которые создают продольную вибрацию
трубопровода с частотой 20—40 Гц и амплитудой 0,2—0,6 мм.
В результате вибрации резко снижается пристенное трение, что
позволяет ликвидировать закупорки, а также транспортировать
относительно жесткую закладочную смесь.
Для своевременного выпуска смеси из вертикального става
и для снятия статического давления в магистрали при закупор-
ках пиЖний участок трубопровода оборудуют устройством для
аварийного сброса смеси с ручным или дистанционным управ-
лением (рис. 19.7). Для предупреждения выбросов закладки
из устья закладочного трубопровода монтируют специальные
устройства, позволяющие отвести из трубопровода засасывае-
мый потоком закладки воздух. В конце трубопровода устанав-
ливают специальное устройство, позволяющее изменить направ-
ление движения промывочной воды и сбросить ее в специаль-
ную выработку —отстойник (рис. 19.8).
Глава 20
СЫПУЧАЯ ЗАКЛАДКА
20.1. ГИДРАВЛИЧЕСКАЯ ЗАКЛАДКА
Приготовление и возведение гидравлической закладки. За-
кладочный материал подают и размещают в выработанном
пространстве гидравлическим способом. Для этого заполнитель
смешивают с водой в соотношении от 1 :2 до 1:4, полученную
пульпу спускают в шахту по трубам диаметром 150—200 мм.
В выработанном пространстве твердая фракция смеси выпада-
ет в осадок, в результате формируется закладочный массив,
а вода фильтруется через этот массив, перемычки, а иногда
через специально проложенные дренажные трубы и поступает
на транспортный штрек, затем в водосборник и откачивается
на поверхность рудника для повторного использования.
Схема приготовления гидрозакладки приведена на рис. 20.1.
Достоинства способа: сравнительно небольшой коэффициент
усадки закладки— 10—15%, высокая производительность труда,
простота.
Недостатки: обводнение горного массива и выработок, что
приводит к усилению горного давления, заиливанию выработок
(вынос глинистых и шламовых фракций достигает 5%). Дре-
нажные трубы укладывают в том случае, если закладочный
массив характеризуется низким коэффициентом фильтрации, об
этом свидетельствует наличие отстоя воды на поверхности за-
кладки.
Материалом закладки служат природный песок, классифи-
цированные отходы обогащения, дробленая порода крупностью
до 60 мм и др. В процессе перемещения по трубопроводу ма-
териал измельчается, приобретает более округлую форму, осо-
бенно остроугольный, одновременно возрастает объем шламовой
фракции, оказывающей отрицательное влияние на технологию
закладочных работ. Внутренний диаметр трубопровода должен
превышать максимальный размер заполнителя втрое. В куско-
вом материале с коэффициентом фильтрации более 0,1 см/с
содержание глинистых и пылевидных частиц (размер менее
0,1 мм) допустимо не свыше 10%, а частиц размером мельче
1 мм-—не более 30%. Коэффициент фильтрации закладочного
массива должен быть не менее 0,001 см/с.
В СССР вблизи угольных бассейнов нет залежей песка,
и поэтому при разработке пластов с гидравлической закладкой
в качестве закладочного материала используют дробленую гор-
ную породу, получаемую из шахт или из специального карьера.
Гидрозакладочные комплексы, осуществляющие аккумулирова-
Рис. 20.1. Схема приготовления гидрозакладкн и управления установкой:
1 — датчик уровня воды ЭНУ; 2 — водосборник поверхности; 3 — расходомер ИРВ-300;
4 — задвижка ПРЗ-2; 5 — телефон связи с забоем; 6 — аварийная аппаратура звуковой
сигнализации; 7 — бункер для закладочного материала; 8 — ленточный питатель; 9 —
расходомер закладочного материала; 10—смесительная воронка; 11— измеритель дав-
ления ИИД-3; 12 — пульт управления
ние (иногда и приготовление) закладочного материала, приго-
товление гидросмеси, транспортирование и укладку закладоч-
ного материала в выработанное пространство и управление
отработанной водой, могут быть с естественным и искусствен-
ным напором.
Большое значение имеют плотность пульпы и скорость ее
движения в трубопроводе. С уменьшением плотности пульпы
расстояние ее подачи самотеком по горизонтали возрастает.
Если статический напор недостаточен, то используют сжатый
воздух. На глубоких шахтах статический напор становится
чрезмерно большим, поэтому смесительные установки распола-
гают в горных выработках.
Наивыгоднейшая консистенция пульпы, которая обычно вы-
ражается соотношением расходов твердого материала и воды
в единицах объема или массы,
Т:Ж=2Х,/(2Л+£ПР).
где Ki — отношение длины
ной длине горизонтальных
Лз — средний коэффициент
yj _ (рп О ^ПР
s £пр sin а + / cos а
(20.1)
вертикальных участков к приведен-
£пр, включая эквивалентную длину;
сопротивления движению пульпы,
где рп — средняя плотность пульпы,
Рп=(Тн + и) / + •
/ \ Рп /
(20.3)
где ун — насыпная плотность породы, т/м3; п — отношение объ-
ема воды к объему породы; рп' — плотность породы, т/м3;
а — угол наклона отдельных участков пульпопровода, градус.
Для предварительных расчетов соотношение Т:Ж может
быть принято в зависимости от фракционного состава.
(
Максимальная крупность
кусков, мм . . О—1 0—2 0—20 0—30 0—40 0—60‘
Т:Ж . . . . 1:1 1:2 1:3 1:4 2:5 1:6
Характеристика пульпы может определяться по формуле
р __ рт (1 Рп)
Рп (I Рт)
(20.4)
где Р — содержание твердого материала в пульпе, доли едини-
цы; рт и рп — соответственно плотность твердого материала и
пульпы, т/м3.
Содержание твердого материала в пульпе по массе или
объему
Р=1/(1 + ?в) (20.5)
или
Р=рт/(рт+<7об), (20.6У
где qB и qot> — удельный расход воды соответственно по массе
(т/т) и объему (м3/м3).
Характеристика пульпы может быть определена по номо-
грамме (рис. 20.2). Точку, соответствующую плотности пульпы
(например, 1,15), находящуюся на линии Р—Р, соединяют пря-
мой с точкой на линии 0—0, соответствующей значению плот-
ности породы (например, 3). Точку пересечения проведенной
прямой с линией W—W соединяют со значением плотности по-
роды X—X (3) и продолжают прямую до пересечения с лини-
ей IFi—IF1. Полученная на линии Ж—Ж точка соответствует
искомому составу пульпы по массе (при данных значениях от-
ношение Ж:Т = 4 по шкале 1Г2—W2).
Скорость отдачи воды закладочным массивом характеризу-
ется коэффициентом фильтрации
Яф=0Ф/(/$), (20.7)
где 0ф — расход фильтруемой воды, м3/с; J — градиент напора,
м/м; S — площадь сечения, через которое фильтруется вода, м2.
Градиент напора
— (20.8)
где Hi и Hi-—соответственно напор в первом и втором сечени-
ях, м; L — расстояние между сечениями, м.
При 7=1 коэффициент фильтрации называется скоростью
фильтрации.
Коэффициент фильтрации для различных закладочных материалов
(по В. А. Гребенюку, Г. В. Соколову)
Песок.................................................. 0,025—1,5
Аргиллит...............................................5,04
Порода из отвалов....................................6,84
» из округлых кусков диаметром 50 мм . . . . 54
» из остроугольных кусков .... . . 684
Хвосты обогащения......................................0,1—0,25
Область оптимального содержания в закладочном материале
фракций 6—10 мм лежит в пределах 45—50%, а фракций 60—
80 мм составляет не более 10%.
Необходимая производительность Qs (м3/ч) гидрозакладоч-
ной установки
Q3 = (V3_ Vn)K/t, (20.9)
где Va — объем выработанного пространства, подлежащий за-
кладке, м3; Ун — незакладываемый объем, м3; К — коэффициент
заполнения выработанного пространства закладочным материа-
лом; / — время производства закладочных работ, ч.
Р
Рис. 20.2. Номограмма для опреде-
ления характеристики пульпы:
б—О; X—X — плотность породы; W—1Г —
•состав пульпы по объему (Ж: Т);
"71— W, — содержание твердого материа-
ла. %: 1Г2—Ц72 — состав пульпы по массе
(Ж : Т); Р—Р— плотность пульпы
Необходимый объем смеси
Qcm=Qm+qb, (20.Ю)
где QM=Q(1 —П) — расход за-
кладочного материала в плот-
ном теле, м/ч, 77=0,34-0,45 —
пустотность закладочного ма-
териала; Qb — расход воды,
м3/ч.
Количество воды, необхо-
димой для получения смеси
заданной консистенции,
Qb = Q?o6, (20.11)
где Q — расход разрыхленно-
го закладочного материала,
м3/ч; qoe — удельный расход
на транспортирование закла-
дочного материала, м3/м3.
Подготовка камеры своди-
тся к сооружению перемычек
и устройству дренажных кана-
лов для отвода воды.
Перемычки бывают фильт-
рующие (пропускающие воду)
и глухие (водонепроницае-
мые) .
Таблица 20.1
Технико-экономические показатели применения гидравлической закладки
на некоторых рудниках
Рудник Условия примене- ния закладки Закладочный материал Производи- тельность установки, м3/ч Т : Ж Затраты иа 1 м3 смеси» руб.
Зыряновскпй Закладка пустот камер II очереди Хвосты ОФ 30—40 60:40 1,37
Им. XXII съез- да КПСС То же Хвосты ОФ, легкая фракция ЦТС 30 55:45 1,63
Рнддерский » Хвосты ОФ 60 60:40 0,16
Нм. 40-летия ВЛКСМ Закладка пустот камер II очереди н изолированных рудных тел То же 60 60:40 0,43
Пышминский Г оризонтальные слои » 25 60:40 1,26
Текелийскпй Камеры II очере- ди Дробленая по- рода (извест- няк) 150 50:50 2,98
Первые обычно возводят из дерева в сочетании с металли-
ческой сеткой и тканью.
При намыве массива надо следить за скоростью дренажа.
Оставшуюся на поверхности массива воду удаляют различными1
способами (дренажные трубы, скважины и др.).
Плотность возведенного массива зависит от вида закладоч-
ного материала, его гранулометрического состава и пористости.
Величина усадки колеблется от 10% для мелкозернистых ма-
териалов до 30% для крупнокускового породного материала
и зависит от глубины разработки.
Усадка песчаного закладочного массива при 100 %-ном заполнении пустот
Глубина разработки, м................... 35—50 150 250—300 700'
Усадка, %............................... 1—2 3 5—7 10'
Недостатки: поступление в рудник дополнительного количе-
ства воды и необходимость ее удаления, загрязнение откаточ-
ных выработок шламистыми отходами.
Применение гидравлической закладки на некоторых отече-
ственных рудниках свидетельствует о высокой ее эффективности
(табл. 20.1).
Гидротранспорт закладочного материала. Для расчета гид-
ротранспорта необходимо знать производительность установки,
конфигурацию трубопроводов, гранулометрический состав твер-
дого материала и пульпы.
Закладочная смесь движется под напором, создаваемым
массой смеси в вертикальном трубопроводе. Гидравлическое
сопротивление движению по трубам изменяется с изменением
скорости и достигает минимума при критическом значении ее.
Рекомендуются скорости движения гидросмеси более 1,15—1,2
и менее 5—6 м/с.
Режимы движения гидросмесей со скоростями, значительно
превышающими критические, принимают в тех случаях, когда
по условиям эксплуатации необходимо увеличить производи-
тельность гидрозакладочной установки. Режим движения гид-
росмесей с образованием слоя отложения мелких частиц за-
кладочного материала неустойчив и при наличии в гидросмеси
крупных кусков закладочного материала может привести к за-
купорке трубопровода.
Уравнение для определения полного напора имеет вид
Hp = KSLi+Hi.o/ sin a+pv2/2g), (20.12)
где р — приведенная плотность гидросмеси, р=(1+а5)ро, здесь
а = (рм—р0)/р0; рм и ро — соответственно плотность частиц за-
кладочного материала и воды, кг/м3; 5— объемная концентра-
ция в плотном теле; К\ — коэффициент, учитывающий местные
гидравлические сопротивления, К] = 1,15; i и i0 — соответственно
удельные гидравлические потери напора при движении гидро-
смеси на горизонтальном и нисходящем участках трубопрово-
да, м/м; i0 можно принимать равным потерям напора при дви-
жении воды; а — угол наклона нисходящего участка трубопро-
вода, градус; v — скорость движения гидросмеси, м/с.
Чтобы предотвратить закупорку трубопровода, рекомендует-
ся для гидросмесей, представленных основной фракцией частиц
закладочного материала размером меньше }/eD, максимальную
объемную концентрацию в плотном теле принимать равной 0,2;
если же размер частиц y3D и меньше, то 5 = 0,15.
Критическая скорость движения гидросмеси определяется по
формуле
vKV = C"VfeSD, (20.13)
где С" — опытная константа, С" = 8,5= 9,5; f — обобщенный ко-
эффициент трения частиц закладочного материала о нижнюю
стенку трубы; для закладочных материалов значения f приве-
дены в табл. 20.2.
Таблица 20.2
Значение коэффициента f
Тип породы, преобладающей в гид- росмеси Свежедроблен ые Окатанные
Крепкие песчаники •Средней крепости известняки •Слабые сланцы, гравий 0,55—0,5 0,45—0,4 0,5—4,5 0,4—0,35 0,4—0,35
Таблица 20.3
Расчетные значения коэффициента сопротивления движению воды 1*104
V, м/с Диаметр трубопровода, мм
100 150 175 200 225
1,5 177 166 160 154 148
2 168 157 152 146 141
2,5 160 150 145 140 135
3 154 145 140 135 130
3,5 151 142 132 132 127
4 147 138 133 129 125
4,5 143 134 130 126 122
5 140 131 127 123 119
5,5 137 129 125 121 117
6 135 128 124 120 116
6,5 134 126 122 118 114
7 132 124 120 116 112
7,5 130 123 119 115 111
8 129 122 118 114 110
Потери напора при движении гидросмеси
i=io+ 100/aS,
(20.14)
1 v2
где i0 — удельные потери напора при движении воды;»0=А--------,
2g
здесь X — коэффициент сопротивления движению воды
(табл. 20.3); D — диаметр трубопровода, м; v — скорость дви-
жения воды, м/с.
При использовании в качестве закладочного материала мел-
кой дробленой породы (песков) критическая скорость опреде-
ляется по формуле
(20.15)
где С' и а' — опытные константы, С'=1,8-ь2,1; а' = рм/ро-1;
и' — скорость свободного падения частиц песка, м/с (табл. 20.4);
fl'°cP=S^/d/7100 — средневзвешенный размер частиц песка, мм;
qj — содержание частиц среднего размера dj по массе фрак-
ции /, %.
Потери напора при движении гидросмеси
i = i0 +100 (ex ) , (20.16)
где 10 — удельные потери напора при движении воды, м/м;
С] — опытная константа; для труб D= 100-ь 175 мм С] = 0,45.
Для определения параметров гидротранспорта дробленых
пород класса 0—60 мм можно использовать упрощенную мето-
Таблица 20.4
Скорость свободного падения частиц песка в воде
Закладочный материал Размер частиц, мм Скорость падения в воде, м/с
Глина Ил Песок мелкий » средний » крупный Гравий мелкий » средний » крупный Галька мелкая » средняя » крупная 0,005—0 0,5—0,005 0,25—0,05 1,0—0,25 2,5—1 5—2,5 10—5 15—10 25-15 40—25 75—40 0,00147—0,0000146 0,0294—0,00147 0,1084—0,0294 0,2135—0,1084 0,3—0,2135 0,425—0,3 0,52—0,425 0,672—0,52 1,09—0,672 1 ,49—1,09
дику, разработанную в производственном объединении «Про-
копьевскуголь». На шахтах, где отношение ЬПР/Н=6, обычно
используется вся потенциальная энергия потока и при доставке
закладочного материала транспортная система полностью за-
полняется гидросмесью. Для случая когда по горизонтальному
участку трубопровода еще движется гидросмесь за счет напора,
создаваемого водой на вертикальном его участке (прекращена
подача закладочного материала в смесительное устройство), па-
раметры гидротранспорта определяются из выражения
— Ро£ = 6,85 — + 3,05р—2,75 -1О8, (20.17)
7-пр Г)
где 6,85; 3,05; 2,75-10-3— опытные константы; р — плотность
гидросмеси, кг/м3.
Величины Н, Lnp, ро и g, входящие в выражение (20.17), за-
даны. Диаметр трубопровода принимается с учетом обеспече-
ния необходимой пропускной способности и соблюдения условия
£)>3dmax, где dmax — максимальный диаметр фракций закладоч-
ного материала, м.
Скорость движения гидросмеси принимается на 1,05 больше
критической. При плотности р=1100—1500 кг/м3 скорость обыч-
но составляет 3—3,2 м/с. Выбрав диаметр трубопровода и ско-
рость движения гидросмеси в нем, можно определить ее плот-
ность из выражения (20.17). Расход гидросмеси QCM (м3/с)
(2см = ц^. (20.18)
На шахтах, где Lnp/H<6, транспортируемый закладочный
материал не полностью заполняет систему. Скорость движения
гидросмеси ограничивается в пределах (1,2—1,6)икр, при кото-
Таблица 20 5
Эквивалентная длина местных сопротивлений трубопровода, м
Местные сопротивления Диаметр трубы, мм
50 100 150 200
Задвижка 0,5 1,2 2 3
Нормальное колено 0,3 0,8 1,3 2
Тройник 3 8 13 20
рых обеспечивается устойчивое транспортирование закладочного
материала. Плотность гидросмеси принимается максимальной
в зависимости от отношения Lnp!H, но для дробленых закла-
дочных материалов крупностью 0—60 мм не более 1500 кг/м3.
Для предотвращения засасывания воздуха в систему и ста-
билизации скорости движения гидросмеси необходимо выбирать
смесительные устройства с начальным подпорным участком тру-
бопровода. Выражение (20.17) для данного случая перепишем
в следующем виде:
— pog с 6,85 — 4-3,05р—2,75- ЮЛ (20.19)
inp D
Расход гидросмеси, закладочного материала и воды опре-
деляют по тем же формулам, что и в первом случае. При
Ь11р/Я<6 сложно поддерживать уровень гидросмеси в воронке
и использовать полную пропускную способность трубопровода.
Для заполнения трубопровода необходимы большой расход
гидросмеси и высокая скорость ее движения, вследствие чего
повышается абразивный износ труб, измельчение закладочного
материала, обводнение и заиливание горных выработок.
Для стабилизации скорости движения гидросмеси незави-
симо от длины транспортирования, а также для исключения
подсоса воздуха следует иметь подпорный (пологий) участок
трубопровода, который со смесительной воронкой создает ре-
жим полного заполнения трубопровода.
Диаметр подпорного участка трубопровода £)п рекомендует-
ся принимать на 10—15% меньше диаметра основного трубо-
провода, при этом должно соблюдаться условие D1i>3dfnax-
Длина /п и высота hB подпорного участка определяются мест-
ными сопротивлениями (табл. 20.5), но между ними должно
сохраняться следующее условие:
<»=-^ (20.20)
где /гм— потери давления при местных сопротивлениях на входе
потока гидросмеси в трубопровод и повороте его на 75—80°, Па
(для приближенных расчетов можно принимать /г„=0,19 Па);
Таблица 20 6
Предельная длина, м, напорно-самотечного транспортирования
по трубопроводу диаметром 100 мм
(плотность пульпы 7п=1,31; Т :Ж=1 : 2)
Напор Н, м Скорость движения смеси, м/с
3 3.5 4 1 5 6 7
05 256 189 144 92 64 47
75 385 283 216 138 96 70
100 514 378 239 185 128 94
150 770 566 434 277 192 141
200 1050 755 578 360 256 188
300 1540 ИЗО 867 554 385 282
400 2050 1510 1155 738 514 377
Таблица Производите при скорости 20.7 льность ГТ движение дрозакладочь я закладочног ой устано о материа вки, м3/ч, ла по трубам 3,5 м/с
Т :Ж Диаметр трубопровода, мм
200 175 150 125 100 75 50
1:0,75 226 173 127 88,1 56,9 31,8 14,2
1:1 198 151,5 111,5 77 49,5 27,9 12,3
1 1,5 158,4 121,4 89,2 61,7 39,6 22,2 9,9
1:2 132 101 74,5 51,4 33 13,5 8,2
1:3 99 75,9 56,7 38,5 24,8 13,9 6,2
1:4 79,1 60,6 44,6 30,8 19,8 И,1 4,9
1:5 66 50,5 37,2 25,7 16,5 9,3 4,1
Таблица 208
Обобщенные параметры гидротранспорта
Параметры Отношение длины трубопровода к перепаду высот LnplH
1,5 2 4 5.3 6 8 10
Плотность гидросмеси р, 1,37 1,37 1,37 1,37 1,3 1,18 1,12
т/м3 Производительность новки*: по пульпе Qn уста- 0,312 0,257 0,146 0,0982 0,094 0,0873 0,0832
1150 925 525 354 338 314 300
по твердому QTB 0,069 0,057 0,032 0,022 0,017 0,0095 0,006
249 205 115 79,5 61,5 34,2 21,8
по воде QB 0,243 0,20 0,114 0,0762 0,077 0,0778 0,0773
901 720 410 274,3 277,2 279,8 278,2
Скорость движения м/с смеси, 13 10,7 6,1 4,14 3,91 3,66 3,48
Отношение Qi/QTB 3,5 3,5 3,5 3,5 4,5 8,2 12,9
* В числителе — производительность установки в м3/с, а в знаменателе — в м3/ч.
Рис. 20.3. Номограммы для определения транспортирующей способности
гидрозакладочного трубопровода:
а — 0=0,175 м; порода крупностью 0—60 мм; рм=2,65 кг/м8; рг=1,5 кг/м; б —0=0,2 м;
порода крупностью 0—60 мм; рм=2,65 кг/м3; рг=1,5 кг/м3
1см — удельные потери давления при движении гидросмеси в тру-
бопроводе, Па/м.
Предельную длину самотечного транспортирования опреде-
ляют по табл. 20.6, а производительность установки — по
табл. 20.7.
При расчетах параметров гидротранспорта можно использо-
вать практические данные, полученные в результате обобщения
имеющегося опыта (табл. 20.8).
Пропускную способность гидрозакладочных трубопроводов
с естественным напором можно определять по номограммам
(рис. 20.3), которые получены из условия энергетического ба-
ланса в нисходящем и горизонтальном трубопроводах,
Я7=(Я+/)1, (20.21)
Таблица 20.9
Износостойкость стальных труб
Диаметр трубы, мм Толщина стенки, мм Вид закладочного ма- териала Угол накло- на трубопро- вода,, градус Количество материала, пропущенно- го до полно- го износа труб (с уче- том поворо- тов На 90°), тыс. м8
75—100 10—12 Г ранулированный шлак 0 40—60
50 10—12 Хвосты 0 100
75 10—12 » 0 150
125—175 10—12 » 0 <700
125 12 Песок со шлаком и дробленой породой 0 150—200
150 8 Дробленая порода (аргиллиты, алевро- литы) крупностью 6—50 мм 0 30—45 45—70 100 85 100
Трубы с базальто- вой футеровкой То же 0 200
Трубы с бетонной футеровкой 26 » 0 160
где Н — высота столба гидросмеси в нисходящем трубопрово-
де, м; р — относительная плотность гидросмеси, кг/м3; I — рас-
стояние транспортирования по горизонтали, м.
Износ труб зависит от диаметра, материала труб и вида
закладочной смеси (табл. 20.9).
При применении гидравлической закладки для управления
отработанной водой следует использовать следующее оборудо-
вание.
Установка ПВУ предназначена для обезвоживания за-
кладочного материала непосредственно перед укладкой его
в выработанное пространство.
Техническая характеристика
Производительность по гидросмеси, м3/ч.................... <700
Производительность по твердому, м3/ч........................<250
Давление на входе водоотделителя, МПа . . . 0,08—0,3
Крупность подаваемой породы, мм . ................0—70
Размер щели, мм, в ситах:
коническом............................................... 4
центральном............................................... 7
верхнем .................................................. 5
Масса, кг.................................................. 2500
Гидропневмозакладочный аппарат ГПА-1 пред-
назначен для обезвоживания гидросмеси с последующим пнев-
мотранспортом ее в выработанное пространство и отводом от-
работанной воды. Он состоит из герметичного цилиндрического
корпуса, в который заключены цилиндрическая обезвоживаю-
щая поверхность и камера эжекций; патрубков: подводящего,
для отвода отработанной воды, для отвода обезвоженного за-
кладочного материала; гидроциклона.
Техническая характеристика
Производительность по гидросмеси, м3/ч...................700
Производительность по твердому, м3/ч ...... 200—250
Крупность закладочного материала, мм.....................0—60
Расход воды, м3/ч........................................ 400—600
Диаметр трубопровода, мм:
гпдрозакладочного .................................... 175
пневмозакладочного................................. . 200
воздухоподающего.....................................65—100
водоотводного . . . . . . . 200
Дальность пневмотранспорта (проектная), м................10—15
Дальность транспортирования отработанной воды, м . , . 100—500
Расход сжатого воздуха, м3/ч . . ... 1800—3000
Давление сжатого воздуха, МПа . . ^0,4
Установка для управления отработанной во-
дой УОВ предназначена для улавливания, осветления и отвода
отработанной воды при гидравлической закладке выработан-
ного пространства. Она монтируется на двух вагонетках ВГ-3
и состоит из гидроциклона Д-800, автоматического раствори-
теля флокулянтов АРФ, аккумулирующей емкости (кузова ва-
гонетки) со шламовым отсеком, шламового насоса 8ГРУ-12
с электроприводом и винтового насоса с электро- и пневмопри-
водом, системы трубопроводов и пробковых переключателей.
Техническая характеристика УОВ
Производительность по технической воде, м3/ч............^400
Содержание твердого в поступающей воде, г/л.............100
Минимальное содержание твердого в сливе гидроциклона, г/л 3
Содержание воды в сгущенном продукте гидроциклона, %,
не более...................................................70
Габаритные размеры, мм:
длина . ..................................... 7400
ширина..............................................1350
высота..............................................1500
Ориентировочная цена, руб . . ... 2500
Масса, кг . . ............. ... 3100
Сочетание установок ПВУ и УОВ или ГПА-1 и УОВ позво-
ляет решать вопросы механизации всех операций по управле-
нию отработанной водой.
При необходимости гидротранспорта закладочного материа-
ла, получаемого из шахтной породы без выдачи ее на поверх-
ность, могут быть использованы питатели АЗВ-25 и АТП, ко-
торые монтируются в подземных выработках.
Техническая характеристика загрузочного аппарата АЗВ-25
Производительность, м3/ч....................................215
Рабочее давление, МПа.......................................6,4
Таблица 20.10
Техническая характеристика насосов
Показатели 8МС-7ХЮ 8МС-7Х7 8МС-7Х2
Подача, м3/ч 290 290 290
Давление насоса, МПа 6 4,2 1.2
Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры (без электродви- гателя и плиты), мм: 667 467 1965 133 1365
длина 2325
высота 830 830 830
ширина Масса (без электродвигателя), кг 865 2575 865 2013 865 1127
Цена, руб. 1385 1090 605
Тип насоса..............................................12МС-7Х5
Мощность электродвигателя насоса, кВт...................1820
Число камер.............................................2
Полезная вместимость камеры, м3........................1.5
Продолжительность цикла, сут............................50
Габаритные размеры (без вспомогательных устройств), мм:
длина................................................. 3955
ширина.............................................. 3405
высота .................................. 7180
Масса, кг............................................... 14 570
Характеристика насосов для перекачки отработанной воды
приведена в табл. 20.10.
Вертикальный трубчатый питатель ВТП пред-
назначен для гидротранспорта закладочного материала и при-
меняется в составе подземных гидрозакладочных комплексов.
Питатель монтируется в специальных вертикальных или наклон-
ных выработках, пройденных по пласту угля.
Техническая характеристика
Производительность по твердому в насыпном виде, м3/ч . . 100
Производительность по гидросмеси, м3/ч....................300
Крупность материала, мм...................................0—60
Число камер...............................................2
Внутренний диаметр, мм....................................800
Высота камеры, м3.........................................20—100
'Тип насоса для магистрального транспорта.................8МС-7
Рабочее давление (максимальное), МПа......................6,4
Масса, т..................................................80
Для равномерного выпуска закладочного материала из бун-
керов применяют питатель качающийся ПК-
Техническая характеристика
Производительность, м3/ч.................................. 20—275
Размеры приемного отверстия, мм:
ширина.....................................................750
длина...................................................1000
Максимальный ход днища, мм...........................200
Мощность электродвигателя, кВт..........................5,5
Габаритные размеры, мм:
длина ..................................... 3975
ширина...............................................1250
высота...............................................1080
Масса, кг...............................................1400
Для дозирования закладочного материала при изготовлении
гидросмеси используют ленточные питатели.
Для аккумулирования воды перед началом гидрозакладоч-
ных работ служит водосборник ВП-1500.
Техническая характеристика
Вместимость, м3............................................1500
Диаметр цилиндрической части, мм........................ 15 000
Высота, мм................................................. 13 000
Угол наклона конусной части, градус .................... 26
Диаметр трубопровода, мм:
загрузочного ........................................... 300
верхнего и нижнего ввода воды .......................200
Для измерения на дистанционной передаче показаний дав-
ления в трубопроводах гидрозакладочных комплексов применя-
ют измеритель давления гидросмеси ИИД-3.
Техническая характеристика
Измеряемая среда'..........................
Пределы измерений давления, МПа .
Напряжение питания переменного тока, В
Потребляемая мощность, Вт ... .
Выходной сигнал постоянного' тока, МА .
Сопротивление нагрузки, кОм ....
Постоянная времени отборника давления, с
Габаритные размеры, мм:
отборника давления .................
датчика давления в защитном корпусе
Масса, кг:
отборника давления ................
датчика ...........................
Исполнение ............................
Гидро- и аэросмесь, со-
держащая частицы круп-
ностью до 60 мм
0,1—40
36
2
0—5
2,5
1—2
100X115X525
380X330X160
12
16
Взрывобезопасное
Техническая характеристика искробезопасного блока питания БП-9
Напряжение питания переменного тока, В . . 127, 220, 380±15%
Потребляемая мощность, Вт....................20
Напряжение, В................................36
Ток переменного замыкания, А.................0,038
Габаритные размеры, мм:
длина.......................................80
ширина....................................245
высота....................................210
Масса, кг....................................40
Исполнение...................................Взрывобезопасное
Техническая характеристика указателя давления УД-ЗА
Пределы измерения постоянного тока, МА................ О—5
Габаритные размеры, мм:
длина..................................................285
ширина...............................................275
высота.................................................130
Масса, кг................................................8
20.2. СУХАЯ ЗАКЛАДКА
Закладку их сухого сыпучего материала подразделяют в за-
висимости от принятого способа перемещения на самотечную,
скреперную, пневматическую, закладку с помощью погрузочно-
доставочных машин и машин метательного действия.
Механическая (самотечная) закладка. Гравитационный
способ закладки на рудниках применяют в камерах большой
высоты. При этом закладочный материал, поступающий по
верхнему штреку в вагонах или по конвейерам, сбрасывается
в восстающий и по нему перемещается под действием силы
тяжести в выработанное пространство, где размещается под
углом естественного откоса (45°).
Оставшееся незаполненным выработанное пространство под
кровлей заполняют другим способом (гидрозакладкой или ли-
той твердеющей смесью).
Механическая (самотечная) закладка в угольной промыш-
ленности применяется на шахтах Центрального района Дон-
басса.
Вид транспорта закладочного материала от центральной
дробильно-сортировочной установки (ДСУ) к выемочным участ-
кам выбирают с учетом концентрации грузопотока, его объема,
дальности транспортирования и профиля магистральных выра-
боток. При интенсивном грузопотоке закладочного материала
для лав с полной закладкой экономически целесообразным
транспортом на расстояние до 2 км является конвейерный. При
менее интенсивном грузопотоке или значительной длине достав-
ки транспорт закладочного материала может быть колесным
или комбинированным. Выбор вида транспорта должен быть
технически и экономически обоснован. Необходимое число ло-
комотивов в зависимости от дальности транспортирования и су-
точного объема перевозок закладочных материалов определяют
по табл. 20.11 и 20.12
Для разгрузки закладочного материала из вагонеток с глу-
хим кузовом в зоне сопряжения вентиляционного штрека с
очистным забоем на крутых пластах применяют малогабарит-
ный передвижной опрокидыватель шириной 600 мм (ОБ-600)
и 900 мм (ОБ-900), опрокидыватель конструкции ПО «Орджо-
никидзеуголь». Их техническая характеристика приведена
в табл. 20.13.
Таблица 20.11
Число электровозов и дизелевозов, необходимых для доставки
закладочных материалов по центральному квершлагу
и групповым штрекам, при работе транспорта в две смеиы
Тип дизелевоза, электровоза Величина грузо- потока, т/сут Расстояние транспортирования, км
1 2 \ 3
Д8 300 1/1 2/2 1/2
400 1/1 2/2 4/3
500 1/1 3/2 4/4
600 2/1 3/3 5/4
7АРВ 300 1/1 2/2 3/3
400 1/1 3/2 4/4
500 2/2 3/3 5/5
600 2/2 4/4 6/6
АМ8Д 300 1/1 2/2 3/2
400 1/1 3/2 4/3
500 2/2 3/2 4/4
600 2/2 3/3 5/5
Примечание. В числителе— при использовании вагонеток ВДК-1,5, а в знаме-
нателе — вагонеток ВДК-2,5.
Таблица 20.12
Число электровозов, необходимых для доставки закладочного материала
по промежуточным квершлагам и участковым штрекам, оборудованным
разминовками, при работе транспорта в две смены
Тип электро- воза Величина грузо- потока, т/сут Расстояние транспортирования, км
0.5 | 1 | 1.5 2 1 2.5
5АРВ 150 1/1 2/2 2/2 2/2 2/2
200 1/1 2/2 2/2 2/2 3/3
250 1/1 3/3 3/3 2/3 4/4
300 2/2 3/3 4/4 4/4 4/4
7АРВ 150 1/1 1/1 1/1 1/1 2/2
200 1/1 1/1 1/1 2/2 2/2
250 1/1 1/1 2/2 2/2 2/2
300 1 1 2/2 2/2 2/2 3/3
АМ8Д 150 1/1 1/1 1/1 1/1 2/1
200 1/1 1/1 1/1 2/2 2/2
250 1/1 1/1 2/1 2/2 2/2
300 1/1 1/1 2/2 2/2 3/2
Примечание. В числителе— при использовании вагонеток ВДК-1,5, а в знаме-
нателе — вагонеток ВДК-2,5.
Конструкция опрокидывателя ОБ-600 рассчитана на ваго-
нетки ВГ1,6, ВГ1,4 и ВГ1,3, опрокидывателя ОБ-900 — на ва-
гонетки ВГЗ,3 и ВГ2,5. Максимальная площадь сечения выра-
боток 7,5 м2.
Механическую закладку разделяют на скреперную, конвей-
ерную, с применением самоходного погрузочно-доставочного
оборудования.
Таблица 20.13
Техническая характеристика опрокидывателей
Показатели ОБ-600, ОБ-900 Конструкция ПО «Орджо- никидзе- уголь»
Грузоподъемность, кг 730 2500
Продолжительность цикла опрокидывания, мин 40 30
Производительность опрокидывателя, ваг./ч 25 35
Угол поворота, градус
135 135
Рабочее давление, МПа 16 —
Габаритные размеры, мм:
длина 5020 4070
ширина 750 912
высота 1800 1718
Масса, кг 4000 3400
Скреперная закладка в зависимости от источника
получения материала делится на две технологические схемы:
1) породой от подрывки горного массива;
2) материалом из внешних источников (подготовительных
забоев или с поверхности шахты).
Закладку от подрывных работ применяют при разработке
маломощных крутых или пологих залежей полезных ископае-
мых, в основном тонких жил.
После доставки материала в блок с верхних горизонтов он
самотеком поступает по восстающему к рабочим слоям, где
скреперной установкой распределяется в очистном простран-
стве.
В рудной промышленности для закладки используют сухие
хвосты обогащения и породу от проведения выработок. Мощ-
ность скреперной установки составляет 7—50 кВт, производи-
тельность ее достигает 150 м3/смену.
В угольной промышленности для закладки породы в выра-
ботанное пространство лав и раскосок при проведении подго-
товительных выработок широким забоем с верхней подрывкой
пород на пологих пластах тонких и средней мощности созданы
закладочные комплексы ЗК-02 и ЗК-ОЗ (табл. 20.14).
В состав комплекса входят забутовочная скреперная лебед-
ка, рама, опорная балка с направляющими блоками, скреперы,
подгребная лебедка скреперная. Закладочные комплексы при-
меняют на пластах с углом падения до 12° и мощностью до
0,8 м (ЗК-02) и более 0,8 м (ЗК-ОЗ).
Размещение закладочного материала погру-
з оч но - дост а воч н ы м и машинами (ПДМ). Для заклад-
ки используют те же машины, что для погрузки и доставки
Таблица 20.14
Техническая характеристика закладочных комплексов
Показатели ЗК-02 ЗК'-ОЗ
Среднее тяговое усилие на рабочем канате, кН 24,5 44
Максимальное усилие при забутовке, кН 39,3 58,8
Установленная мощность двигателя лебедки, кВт:
бутовой 30 55
подгребной 17 30
Канатоемкость барабана лебедки, м:
бутовой 90 100
подгребной 60 90
Диаметр каната лебедки, мм:
бутовой 15 19,5
подгребной 14 15
Средняя производительность по взорванной по- 6,8 И >4
роде, м3/ч
Вместимость скрепера, м3:
бутовой лебедки 0,2 0,3
подгребной лебедки 0,16 0,16
Габаритные размеры (без подгребной лебедки),
мм:
длина 6475 6835
ширина 1227 1380
высота — 1180
Масса, кг:
с подгребной лебедкой 6630 5860
без подгребной лебедки 8602 4320
руды в очистных забоях при системе разработки горизонталь-
ными слоями с сыпучей закладкой. Для перемещения горных
машин с одного слоя на другой служат наклонный съезд в по-
родах лежачего бока и сбойки с каждым слоем блока. Погру-
зочно-доставочная машина работает по Челноковой схеме: за-
гружает ковш закладочным материалом у флангового восстаю-
щего, затем задним ходом перемещается к отсыпаемому уступу
и выгружает закладочный материал.
После заполнения всего слоя ПДМ переключается на до-
ставку руды, отбиваемой из вышележащего слоя.
Этот способ закладки предназначен для разработки место-
рождений высокой ценности с устойчивыми рудами и слабыми
породами при выемочной мощности не менее 3 м. К достоин-
ствам способа относится комплексное применение ПДМ для
доставки руды и закладки, что повышает коэффициент ее ис-
пользования во времени. К недостаткам следует отнести слож-
ность отсыпки начального участка слоя, передвижение машины
по закладочному массиву, не имеющему бетонного покрытия.
Производительность машины на закладочных работах достигает
150—200 м3/смену в зависимости от расстояния перевозки ма-
териала.
Рис. 20.4. Схема пневматической за-
кладки:
1 — компрессор; 2 — воздухоподводящий
трубопровод; 3 — влагомаслоотделитсль;
4 — пневмозакладочная машина; 5 — пнев-
мозакладочный трубопровод; 6 — закладоч-
ный материал; 7 — вода для пылеподавле-
ния
На Первом Соликамском руднике солевые отходы влажно-
стью 6—10% подают на склад для обезвоживания, где влаж-
ность сокращается до 3%. Затем по трубе диаметром 450 мм
их спускают на околоствольпый двор, далее конвейерами
КЛЗ-500 перемещают на расстояние до 2,6 км к месту закла-
дочных работ. В выработанное пространство отходы подают
с помощью самоходных вагонов ВВС-15 и метателей роторного
типа (МР-2В).
Коэффициент заполнения камеры по высоте от 0,78 до 0,95,
плотность закладки от 1,6 т/м3 (первый слой после машинного
уплотнения) до 1,4 т/м3 — для верхнего слоя. Стоимость меха-
нической сыпучей закладки 1,09—1,22 руб/м3, а гидравлической
несколько дешевле — 0,79—1,08 руб/м3.
Пневматическая закладка наиболее перспективна при выем-
ке угольных пластов механизированными комплексами
(рис. 20.4). Технология ее достаточно хорошо разработана и
освоена в ФРГ. Так, например, на шахте «Консолидациоп»
(ФРГ) при выемке пласта мощностью 2,5 м с углом залега-
ния 10—12° механизированным комплексом фирмы «Хемшайдт»
с пневматической закладкой при длине лавы 225 м среднесу-
точная добыча составляет 2500 т товарного угля. При отработке
пласта мощностью 2 м и залегании под углом 60—75° агрегатом
АК-3 (длина лавы 60 м) с пневматической закладкой нагрузка
на лаву достигает 1700 т/сут.
Производительность пневмозакладочной установки Q3 (м3/ч)
должна быть не ниже производительности добычных машин:
1трСЬпК3Кр
тк„кп
(20.22)
где I — длина очистного забоя, м; m — вынимаемая мощность
пласта, м; р — плотность угля, т/м3; С — коэффициент извлече-
ния полезного ископаемого из недр (С=0,92ч- 0,97); b — шаг
закладки, м; п — число породных полос, равных шагу закладки,
выкладываемых за сутки; К3 — расход материала на 1 т добы-
того угля, м3, принимается в пределах 0,8—0,85 при применении
механизированных крепей; Др — коэффициент, учитывающий ре-
зерв производительности пневмозакладочной установки (для
камерных пневмозакладочных машин при расчете параметров
на максимальную длину транспортирования /СР=1, для бара-
банных машин Кр=1,2); Т — время, выделяемое на закладку
выработанного пространства в течение суток, ч; Км— коэффи-
циент машинного времени пневмозакладочной установки,
Лм=0,35-5-0,4; Кп — коэффициент, учитывающий качество закла-
дочного материала (при влажности по массе <4% Кп=1, при
влажности 4—8% Кп = 0,8).
При пневматической закладке доставка закладочного мате-
риала по трубопроводу осуществляется за счет энергии сжатого
воздуха. Пневматические закладочные установки, применяемые
в угольной промышленности, по принципу действия относятся
к нагнетательным. Транспортирование закладочных материалов
можно вести в двух режимах: при скорости движения аэросме-
си, существенно превышающей критическую, и близкой к кри-
тической.
Наиболее предпочтителен режим движения аэросмеси при
скоростях на 10—15% выше, чем критическая.
Критическая скорость окр (м/с) определяется по формуле
(для конца трубопровода)
ц(Р = С/р^О, (20.23)
где С — опытная константа, рекомендуется для зернистых ма-
териалов С —0,3, для кусковых С = 0,35; р. — концентрация аэро-
смеси: отношение производительности пневмотранспортной ус-
тановки к расходу воздуха по массе; рекомендуется принимать
ц=154-20; а= (рм —рв)/рс>; рм и рв — соответственно плотность
частиц закладочного материала и воздуха; р0=1,2 кг/м3;
D — диаметр трубопровода, м.
Диаметр трубопровода определяется типом пневмозакладоч-
ной машины и ее потребной производительностью:
/ 1+-Ря- \
D = 0,04 I Q3 - Д- ) . (20.24)
\ Coyiiag /
Потери давления на трение при установившемся движении
аэросмеси в трубопроводе определяют по формуле
ДР = Д/Ц1+Сор-^-); (20.25)
дро= V vS*to°p -1’ (20.26)
где Со — опытная константа, равная 0,09; ДР0 — потери давле-
ния при движении чистого воздуха, Па; Vo — количество пере-
мещаемого воздуха, кг/с; R — газовая постоянная, Д = 29,3;
Т — абсолютная температура окружающей среды, °C; Z. — без-
размерный коэффициент сопротивления, определяемый для труб,
предварительно обработанных гидросмесью в течение 100—
150 ч; Lnp — приведенная длина транспортирования, м; F—пло-
Таблица 20.15
Зависимость коэффициента кинематической вязкости воздуха
от давления и температуры, м2/(с-106)
Давление воздуха, МПа Температура воздуха, К
273 | 293 | 313 333 | 353 373
о,1 14,2 16 17,8 19,6 21,2 23
0,2 7,1 8 8,9 9,8 10,6 11,5
0,3 4,7 5,3 5,9 6,5 7,1 7,7
0,4 3,6 4 4,5 4,9 5,2 5,8
0,5 2,8 3,2 3,6 3,9 4,2 4,6
0,6 2,3 2,6 2,8 3,3 2,5 3,8
0,7 2 2,2 2,5 2,7 3 3,3
щадь поперечного сечения трубопровода, м2; Р2 — давление на
конце трубопровода, принимаемое равным 0,105 МПа.
Величина X определяется выражением
X = 0,32/y<Re, (20.27)
v А)
где Re — число Рейнольдса, Re =--, здесь v— средняя ско-
V
рость, м/с; v — кинематический коэффициент вязкости.
Зависимость коэффициента вязкости воздуха от давления и
температуры для труб диаметром 150 мм приведена в табл. 20.15.
Для корродированных труб можно принимать значения
v=0,0164-0,02; 0,015-4-0,018; 0,0144-0,016 и 0,0134-0,014 соответ-
ственно для диаметров 150, 175, 200 и 225 мм.
При скоростях, превышающих критическую в 1,5 раза и бо-
лее, т. е.
v2/agD>l, (20.28)
потери давления определяются по формуле
ДР=ЛРо(1 + Соц), (20.29)
Со — опытная константа, Со = 0,13.
Динамические потери давления ДРд (МПа)
7.2 1
Дрд=1F Ро <1+TU5-’ (20-30)
где [)—показатель относительной скорости движения, р = 0,85.
Полное падение давления ДР0 (МПа) в пневмотранспортной
системе определяется по формуле
ЬР0=ЬР+ЬРл+ЬРп+ЬР«, (20.31)
где ДРп=(1 + ц)Ро/7-1О-4 — потери давления на поднимающихся
участках закладочного трубопровода; ДРМ — потери давления
в пневмозакладочной машине, ДРм = 30 кПа.
Таблица 20.16
Длина труб, эквивалентная местным сопротивлениям, м
Материал Угол закругления, градус (радиус 0,7—1 м)
15 20 30 45 £0
Пылевидный 2 4 6 10
Зернистый 2 3 5 8 15
Кусковой 10 12 15 25 45
Таблица 20.17
Эквивалентная длина арматуры воздухоподводящего трубопровода, м
Вид арматуры Диаметр арматуры, мм
100 150 200 250 300
Проходной вентиль 35 60 85 100 140
Угловой вентиль 15 25 35 50 60
Задвижка 1,5 2,5 3,5 5 6
Колено 2,5 4 5 6 7,5
Тройник 10 17 24 32 40
Проходной патрубок 2,5 4 6 8 10
При определении приведенной дальности транспортирования
можно использовать данные табл. 20.16 и 20.17.
При влажности закладочного материала 4—8% данные, при-
веденные в табл. 20.16, следует увеличить в 1,5 раза.
Для выбора параметров пневмотранспортной установки
с пневмозакладочными машинами барабанного типа можно
воспользоваться номограммами, приведенными на рис. 20.5,
а для пневмотранспортной установки с машинами камерного
типа — номограммой на рис. 20.6. При транспортировании за-
кладочного материала на подъем вводят поправку в соответ-
ствии с графиком, приведенным на рис. 20.7.
Правило пользования номограммой (см. рис. 20.6) для ма-
шин камерного типа следующее.
1-я схема: определение D и QB при заданных Lnp, QM и Р
по номограмме с использованием ключа (рис. 20.8,а). От за-
данной координаты LnP проводим горизонталь до заданной QM,
от точки пересечения проводим вертикаль до пересечения с го-
ризонталью координаты заданной Р. Точка пересечения дает
величину £),, которую округляем до ближайшего стандартного
значения. После чего, зная диаметр трубопровода, уточняем
в обратном порядке величины Lnp и QM. Для определения рас-
хода воздуха QB проводим горизонталь от Р вправо до пере-
сечения с выбранным диаметром D, затем вертикаль до шка-
лы QB.
, —i----1---1---1---1—।---1----1--
0 200 ООО 000 000 1000 1200 1i/00№00Ln^
7 ---1--1—i---1---1--1---1--1--
0 200 000 600 BOO WOO 1200 Ш WOOl^u
Рис. 20.5. Номограммы для выбора параметров пневмозакладочных машин
барабанного типа:
а — при £> = 150 мм; б — при £> = 175 мм; в—при £>=200 мм; г—при £>=225 мм
Рис. 20.6. Номограммы для выбора параметров пневмозакладочных машин
камерного типа
2-я схема: определение параметров D, QM и Lnp при задан-
ных Р н QB с использованием ключа (рис. 20.8, б) От коорди-
наты Р проводим горизонталь, а от координаты QB—верти-
каль. Точка пересечения дает значение диаметра закладочного
трубопровода Di, которое округляется до ближайшего стан-
Рис. 20.7. График зависимости
дополнительного расхода сжа-
того воздуха <2в от угла подъ-
ема закладочного трубопрово-
да и
Рис. 20.8. Порядок выбора па-
раметров пневмозакладочных
установок по номограмме
рис. 20.6
дартного значения. От координаты Р проводим горизонталь
влево до пересечения с линией выбранного D2, затем вертикаль
до QM и горизонталь до Lnp-
3-я схема: определение Р и QB при заданных параметрах
Lnp и QM с использованием ключа (рис. 20.8, в). От координа-
ты Lnp проводим горизонталь до линии QM, а затем — вертикаль
до линии предполагаемых диаметров закладочного трубопрово-
да; от точек пересечения проводим горизонтали на шкалу Р
и далее вправо до линий D. Вертикали от точек пересечения
этих горизонталей с линиями D, опущенные на координату QB,
определяют расход воздуха при различных диаметрах трубо-
провода.
Потери давления в воздухоподводящем трубопроводе опре-
деляются по номограмме (рис. 20.9) с помощью ключа, приве-
денного на рис. 20.10. Правило пользования номограммой сле-
дующее.
1. Выбор диаметра воздухопровода (рис. 20.10, а) по пара-
метрам Рс и QB, когда длина воздухопровода Lnp задана место-
положением пневмозакладочной машины.
При наличии других потребителей величина QB должна при-
ниматься суммарной (с учетом добавки на утечки воздуха
у этих потребителей). От точки на шкале Lnp проводим гори-
зонталь до пересечения расчетного расхода воздуха. Из точки
пересечения проводим вертикаль. В правой части номограммы
из точки на шкале Рк, соответствующей давлению в воздухо-
сборнике компрессорной, опускаем вертикаль до линии расчет-
Рис. 20.9. Номограмма
для выбора параметров
воздухоподводящего тру-
бопровода
Лк,МПа
Рис. 20.10. Порядок оп-
ределения параметров
пневмозакладочных ус-
тановок по номограмме
рис. 20.9
Таблица 20.18
Техническая характеристика пневмозакладочных машин
Тип
Показатели Камерный (СССР) Барабанный (СССР)
ДЗМ-2 | кзм-1 ПЗБ-200 ПЗБ-250
Производительность, м3/ч Давление сжатого воздуха, МПа Потребление воздуха, нм3/ч Диаметр трубопровода, мм Крупность закладочного материала, мм Дальность транспортирования, м Мощность электродвигателя, кВт Габаритные размеры, мм: длина ширина высота Масса, кг 120 0,5 225 80 1500 2340 1225 2060 3700 250 0,6 1500 225 80 1500 5000 500 4500 200 0,4 200 80 1500 37 2910 1240 1600 4700 250 0,4 225 80 500 22 1200 2000 4400
ного значения давления в пневмосети у закладочной машины Рс.
Из полученной точки проводим горизонталь до пересечения
с проведенной ранее в левой части номограммы вертикалью.
Точка их пересечения дает расчетное значение диаметра возду-
хопровода DB.
2. Определение ожидаемого давления в месте установки
пневмозакладочной машины (рис. 20.10,6).
Из точки, соответствующей длине воздухопровода Lnp, про-
водим горизонталь до линии расхода воздуха QB. Из точки
пересечения опускаем вертикаль до линии диаметра воздухо-
провода DB, от которой проводим горизонталь на правую часть
номограммы. Из точки шкалы Рк, соответствующей давлению
в воздухосборнике компрессорной станции, проводим вертикаль
до встречи с проведенной ранее горизонталью. Точка пересече-
ния дает значение Рс.
3. Определение необходимого давления в воздухосборнике
компрессорной станции (рис. 20.10, в).
Из точки, соответствующей длине воздухопровода Lnp, про-
водим горизонталь до линии необходимого расхода воздуха
(с учетом утечек). От точки пересечения проводим вертикаль
до встречи с линией соответствующего диаметра (или несколь-
ких линий, чтобы рассмотреть подварианты). Из полученных
точек проводим горизонтали до линии требуемого давления
в пневмосети закладочной машины Рс. Вертикали из точек
пересечения на шкалу Рк дают расчетные значения требуемого
давления в воздухосборниках компрессорной.
машины
Барабанный (ФРГ) Барабанный (ЧССР) Барабанный (ПНР)
150 250 250 200 240 РР-1 РР-2 РР-3
150 250 280 200 240 80 150 250
0,4 0,4 0,4 0,4 0,4 0,4 0,4 0,4
9000 — 16 000 —- 13 400 — — —
175 225 225 200 225 150 200 225
60 70—85 70—85 — 80 60 60 80
500 500 500 500 500 500 500
30 40 40 30 — 17 30 —
3030 3740 4180 1500 — 4000 3030 -
1340 1680 1680 1000 1150 1110 1370
1510 2060 2160 1500 2050 1350 1810 —
4000 6400 6760 4100 4450 510 4400 —
Таблица 20.19
Техническая характеристика пневмозакладочных комплексов
Показатели .пзк ПЗП
Производительность по подготовке закладочно- го материала, м3/ч 100 100
Объем закладываемой породы (при 18 ч рабо- ты), м3/сут 1200 1200
Наибольшая крупность куска исходного мате- риала, мм 500 500
Наибольшая производительность по закладке, м3/ч 120 200
Диаметр пневмозакладочного трубопровода, мм 0,5 0,4
Наибольшая дальность транспортирования, м 1500 500
Установочная мощность электродвигателей, кВт 158 232
Масса, т 115 58
Масса комплекта поставки, т 150 77
Таблица 20.20
Техническая характеристика компрессоров
Компрессор Производи- тельность, м3/мин Давление на- гнетания из- быточное, МПа Число ступе- ней Мощность электродви- гателя, кВт
Поршневой: 4М10-100/8 100 0,8 2 630
2М10-50/8 50 0,8 2 320
Центробежный УК-119-9 115 0,8 4 1000
К-250-61-2 250 0,8 6 1500
К-500-61-1 525 0,8 6 3600
Винтовой: 75В-100/9 100 0,8 2 —
86В-160/9 160 0,8 2 —
97В-250/9 250 0,8 2 —
100В-400/9 400 0,8 2 —
Техническая характеристика отечественных и зарубежных
пневмозакладочных машин приведена в табл. 20.18. Отечествен-
ные пневмозакладочные машины — ДЗМ-2 и ПЗБ-250. Их по-
ставляют как отдельно, так и в составе комплексов ПЗК и ПЗП.
Пневмозакладочный комплекс ПЗК предназначен
для механизации закладочных работ на шахтах с крутым за-
леганием пластов и возведения охранных полос подготовитель-
ных выработок при разработке пологих пластов тонких и сред-
ней мощности. Комплекс состоит из оборудования ДСУ, пред-
назначенного для подготовки закладочного материала, и трех
пневмозакладочных машин ДЗМ-2 с пневмотранспортным тру-
бопроводом. Дробильно-сортировочная установка оборудована
Таблица 20.21
Техническая характеристика влагомаслоотделителей
Показатели СМ.У-5 СМУ-18 СМУ-.2'
Пропускная способность, м3/мин 20—70 70—120 70—250
Рабочее давление, МПа — 0,3—0,8 —
Относительная влажность воздуха, %-
входящего — 100 —
выходящего — 90 —-
Потери давления в аппарате, МПа —' 0,35 —
Диаметр воздухопроводов, мм 150 150 200
Диаметр сосуда, мм 369 418 472
Масса, кг 225 290 478
Таблица 20.22
Техническая характеристика комплексов «Титан-1» и «Титан-1м»,
«Титан-1 м—01»
Показатели «Титаи-1» «Титан- 1м» «Тнтан-1м—01»
Средняя производитель- ность, м3/мин 0,66 0,833 0,833
Максимальный размер за- гружаемых кусков, мм 400X500X750 400X 500 X 750 400X500X750
Давление нагнетания, соз- даваемое воздуходувкой, МПа 0,098 0,1 0,1
Производительность возду- ходувки, м3/мин 60 — —
Дальность транспортирова- ния, м Мощность привода, кВт 80 100 125
145 315 535
Масса, т 35 41 54
Удельный расход воздуха, м3/мин 60 — —
двумя классификаторами КЛПТ, дробилками ШД2 и ДО,
а также серийно выпускаемым оборудованием. Пневмозакла-
дочные машины ДЗМ-2 устанавливают возле ДСУ или на
участковых закладочных комплексах (УЗК), располагаемых
в групповых штреках или блоковых квершлагах. Закладочный
материал от ДСУ до УЗК обычно доставляют локомотивами.
Пневмозакладочный комплекс ПЗП предназначен
для механизации закладочных работ на шахтах с пологим или
наклонным залеганием пластов и состоит из оборудования дро-
бильно-сортировочного комплекса, предусмотренного для при-
готовления закладочного материала, и двух пневмозакладочных
машин ПЗБ-250 с пневмотранспортным трубопроводом. Дро-
бильно-сортировочный комплекс оборудуется аналогично комп-
лексу ПЗК и чаще всего располагается на участке. Пневмоза-
кладочныё машины устанавливают в подготовительной выра-
ботке на расстоянии 100—150 м от очистного забоя и переносят
через 70—100 м по мере его подвигания. Закладочный материал
доставляется конвейерами по подготовительным выработкам
к пневмозакладочным машинам.
Характеристика пневмозакладочных комплексов ПЗК й ПЗП
приведена в табл. 20.19.
Для получения сжатого воздуха используют компрессоры и
влагомаслоотделители (табл. 20.20 и 20.21).
Магистральные пневмозакладочные трубопроводы состоят
из труб, соединенных быстроразъемными соединениями (типа
БС), и фасонных элементов (колен, оросительных и телескопи-
ческих патрубков). Не рекомендуется установка колен ближе
чем на 20 м друг от друга и от пневмозакладочной машины.
Для оставления породы в шахтах и возведения охранных
полос у подготовительных выработок используют комплекс обо-
рудования дробильно-закладочный «Титан-1» и его модифика-
цию «Титан-1м» и «Титан-1м-01» (табл. 20.22).
20.3. АККУМУЛИРОВАНИЕ ЗАКЛАДОЧНЫХ МАТЕРИАЛОВ
При гидравлической закладке для аккумулирования закла-
дочных материалов наиболее рациональны бункера массового
истечения, конструктивно отличающиеся от обычных наличием
нескольких выпускных отверстий, равномерно рассредоточенных
по всей площади поперечного сечения, большими их размерами
и большими углами (до 70—90°) наклона днищ, прилегающих
к стенкам бункера.
Объем бункеров массового истечения следует рассчитывать
по следующей эмпирической формуле:
Уб=ХучУм/Хи, (20.32)
где Луч— коэффициент, учитывающий число обслуживаемых
бункером участков: при обслуживании одного участка Луч=1,
двух участков ЛУч=1,25 и трех участков Луч=1,5; Ум — объем
закладочного материала, подаваемого в выработанное простран-
ство за один шаг закладки, м3; Ли— коэффициент использова-
ния объема бункеров в связи с образованием пассивных зон
материала; для бункеров массового истечения Ли = 0,95—1, для
обычных бункеров Ли=0,5—0,6.
Объем бункеров — 1000, 1500 и 2000 м3.
Высоту Нс и диаметр De (или ширину Вб) бункера массово-
го истечения следует определять:
для круглого поперечного сечения
Яб = [6Л2дКб/(лЛФ) 1,/3; £>б=Яб/Лд; (20.33)
для прямоугольного поперечного сечения
= [6№дУб/(лпКф) 1 1/3; (20.34)
Bf)=Hf)/ Кл', Ь6=ВбП,
где Kp.=H9/D3 (Нэ и D3 — соответственно высота и диаметр эл-
липсоида вращения); — коэффициент, учитывающий форму
бункера; для круглого поперечного сечения Кф=1,25; для пря-
моугольного Лф=1,9; п — число секций бункера.
Зависимость от крупности закладочного материала
Крупность материала, мм . . 2 2,4 4—10 10—20 20—40 40—60
Кд...................... 5 7,5 6 5 4 3,5
Размер выпускных отверстий люков
Йб = ^б = фт1пАтах> (20.35)
где be и d6— размеры квадратных или круглых выпускных от-
верстий; cpmin — эмпирический коэффициент, характеризующий оп-
тимальные соотношения между размером выпускного отверстия
и максимальным куском закладочного материала; tpmin следует
принимать в пределах 8—12, наименьшее значение относится
к сухим материалам; Amax — крупность материалов.
Число выпускных отверстий люков бункера прямоугольного
поперечного сечения
т2=Ьб/В6+ 1. (20.36)
Углы наклона днищ, прилегающих к стенкам бункеров, сле-
дует принимать равными 70—90°.
При стационарных ДСУ, расположенных на поверхности,
и спуске закладочного материала в шахту по скважине (трубо-
проводу) вместимость приемного бункера (склада) на поверх-
ности должна быть не меньше 50% суточной потребности в за-
кладочном материале действующих очистных забоев. Вмести-
мость подземного приемного бункера необходимо принимать из
расчета аккумулирования всего материала, находящегося в тру-
бопроводе.
20.4. СПУСК ЗАКЛАДОЧНОГО МАТЕРИАЛА В ШАХТУ
Спуск закладочного материала осуществляется в ваго-
нетках, по трубопроводу, каскадному или спиральному спуску
(табл. 20.23).
Предпочтение отдается ребристым трубопроводам, так как
опыт эксплуатации последних дает наилучшие результаты —
срок службы их в 1,5—2,5 раза выше вследствие уменьшения
Таблица 20.23
Характеристика способов оборудования для спуска закладочного
материала в шахту
Показатели Трубопроводы Скважины Ступенчатые спуски
гладкостен- ные ребристые с направ- ляющей спи- ралью
Вертикальная высота спуска, м «700 «500 380—1000 <200 Нет свед.
Пропускная способность, м3/ч 200—250 «100 500 <100 300—500
Диаметр, мм 250- 400 400/310 525/435 500 270—400 —
Спускаемый материал Влажность «8—10% 0—200 мм «80 мм Влажность «7—8%; содержание мелочи (—3 мм) до 20%
Количество ма- териала, после пропуска кото- рого наступает износ Стальные диаметром 250 мм, тол- щиной стен- ки 8 мм — 250—300 тыс. м3; из углероди- стой ста- ли — 50— 80 тыс. м3 Минималь- ный износ труб проис- ходит при пропускной способности «100 м3/ч 1—1,5 млн. т (со смен- ным вкла- дышем) 800 тыс. м3 (без замены футеровки)
площади соприкосновения спускаемого закладочного материала
со стенками трубы и устранения вращательного движения ма-
териала в трубе в процессе его спуска. Отпадает необходимость
в установке через каждые 30 м воздушных компенсаторов, что
снижает уровень шума и устраняет пылеобразование в стволе.
Конструкция ребристого трубопровода представляет собой на-
бор трехметровых труб, из которых собирают секции. К внут-
ренним стенкам вдоль оси труб приваривают от 15 до 20 сег-
ментов, выполненных из специальных профилей. Отверстия для
болтов во фланцах размещают точно против ребер, чтобы при
монтаже была обеспечена параллельность ребер. Каждая вто-
рая труба в секции трубопровода (длина секции 31 и 28 м)
закрепляется в муфте, которая предотвращает отклонение труб
от вертикального положения. Обычно в стволе монтируют на
одной балке два трубопровода (рабочий и резервный) на рас-
стоянии 700 мм друг от друга.
20.5. ЗАКЛАДОЧНЫЕ ТРУБОПРОВОДЫ И АРМАТУРА
Пневмозакладочные трубопроводы состоят из линейных сек-
ций и поворотных колен. Начальный участок трубопровода
с целью разгона частиц материала должен быть прямолиней-
ным на протяжении 20—30 м. Поворотные колена располагают
на расстоянии не менее 15—30 м друг от друга (в зависимости
от угла поворота), для того чтобы частицы материала после
первого колена получили достаточный разгон. Для быстрого
рассоединения трубопровода по трассе через каждые 100—150 м
устанавливают телескопические секции. На трассе трубопровода
через каждые 20—30 м рекомендуется монтировать специаль-
ные штуцеры для выявления закупорки труб. При соединении
магистрального трубопровода с забойным при помощи поворот-
ного колена до и после него устанавливают телескопические
секции. Вода орошения подается в трубопровод только при за-
кладке.
Магистральные секции предназначены для сборки магист-
ральных трубопроводов, а забойные — для сборки забойных
трубопроводов. Длина магистральных секций 3—6 м, забой-
ных 2 м. Они соединяются при помощи быстроразъемных сое-
динений БСШ.
С помощью переходных секций магистральные и забойные
секции присоединяются к поворотным коленам; длина переход-
ных секций 2 м.
Через оросительные секции вода орошения вводится в пнев-
мотранспортный трубопровод; их длина 2 м. Секции устанавли-
вают в забойном и магистральном трубопроводах на расстоянии
25—40 м от разгрузочного конца.
Телескопические секции предназначены для облегчения мон-
тажа и демонтажа пневмотранспортных трубопроводов; раз-
движность секции 0,5 м, длина 1,75—2,25 м.
Поворотное колено монтируют в месте поворота магистраль-
ного трубопровода.
Секционное поворотное колено состоит из отдельных секций
с углами 15 и 30°, его устанавливают в местах поворота трассы
пневмотранспортного трубопровода.
Перекидной переключатель служит для изменения направ-
ления движения материала в местах разветвления трассы,
а шиберный переключатель — для изменения направления в ме-
стах разветвления трассы.
Предохранительный патрубок монтируют за поворотным
коленом с целью предотвращения износа переходных секций
трубопровода.
Отклоняющий патрубок предназначен для отклонения по-
тока закладочного материала при выходе из забойного трубо-
провода.
Трубопровод пневмозакладочный магист-
ральный ТП-200. В комплект входят: линейные секции дли-
ной 3,4 м, сегментные колена с углами поворота 5, 10 и 15^,
патрубки длиной 0,3 и 1 м, разбутовочные патрубки длиной
0,5 м. Прямолинейные участки трубопровода собираются из ли-
нейных секций и патрубков, криволинейные — из сегментных
колен.
Закладочный трубопровод изготавливается из бесшовных
горячекатаных труб из стали Ст45 или из биметаллических труб
из стали СтХ12.
По мере износа на сегменты и патрубки наплавляют элект-
роды Т-590. Разбутовочные патрубки монтируют в начале кри-
волинейных участков и через каждые 20 м на прямолинейных
участках.
Гидрозакладочные трубопроводы состоят из линейных сек-
ций и поворотных колен. Линейные секции соединяются быстро-
разъемными соединениями. Поворотные колена оборудуются
заменяемыми сегментами. В расчетных местах для сброса гид-
росмеси возможно применение пульпосбросов АЗТ. Для пере-
ключения трубопровода используют переключатели АЗТ.
Гидрозакладочные трубопроводы могут изготовляться из
горячекатаных или биметаллических труб из стали марок:
ЗОХТС, Ст45, СтбО, 50Г. Внешний слой биметаллических труб
выполняется из сталей марки СтЗО, внутренний—марки СтХ12.
Г и д р оз ак л а д о ч н ы й трубопровод ТГМ-175 (ТГМ-
200). В его состав входят: линейные секции длиной 3—3,5 м
с быстроразъемными соединениями БС-175, БС-200; переклю-
чатели трубопроводов АЗТ; пульпосброс АЗТ; патрубки длиной
0,3; 0,5; 1 м; сегментные колена с углом поворота 5, 10 и 15°.
Закладочный трубопровод изготавливают из бесшовных труб
с толщиной стенок 11—15 мм или из биметаллических труб.
Колена могут быть футерованы вкладышами из марганцовистой
стали Г12. Ремонт трубопровода ТГМ осуществляется электро-
сваркой электродами Т-590.
Трубопроводы для спуска сухого материала СТ (ЧССР)
монтируются в вертикальных выработках и служат для спуска
закладочного материала с поверхности до закладочного гори-
зонта.
На внутренней поверхности труб имеются продольные вы-
ступы-ребра, которые способствуют плавному движению мате-
риала вниз без образования воздушных пробок. Кроме того, они
обеспечивают повышение износостойкости трубопровода.
Техническая характеристика
Производительность, м3/ч...................................<400
Крупность спускаемого материала, мм........................ 200
Наружный диаметр трубы, мм................................. 500
Высота ребер, мм............................................ 45
Длина одной секции трубы, мм.............................. 3000
Трубопроводы для отвода отработанной воды от установок
УОВ, ГПА и ПВУ.
Техническая характеристика быстроразъемного трубопровода РТШ-180
Диаметр трубопровода, мм.............................
Длина линейных секций, м.............................
Масса секции, кг.....................................
Рабочее давление, МПа................................
Соединение...........................................
180
5
39
12
Замковое, поворот-
ное, быстроразъем-
ное
Трубы изготовлены из холоднокатаной ленты Ст4 толщиной
1,2 мм со швом внахлестку, сваренным ТВЧ. Трубы оцинкованы
снаружи и внутри. Изготовление серийное.
Для подачи сжатого воздуха от компрессорной станции
к пневмозакладочным машинам используют воздухопроводы.
Прокладываемые в шахтных выработках, они собираются из
отдельных звеньев на фланцах с болтовым соединением. Длина
звеньев труб, прокладываемых по магистральным выработкам,
принимается 5—8 м, что примерно равно длине линейных сек-
ций закладочного трубопровода (3,4 м).
Закругления трассы выполняют из гнутых колен с радиусом,,
равным трем диаметрам трубопровода (не менее).
На фланцевых соединениях применяют паронитовые него-
рючие прокладки.
В начале участкового воздухопровода должен быть установ-
лен водомаслосборник и на каждом его ответвлении — задвиж-
ка с манометром.
Диаметр магистрального воздухопровода принимается рав-
ным 250 или 300 мм, а участкового воздухопровода—150, 175,.
200 мм.
В качестве водопровода для закладочных работ может быть
использован противопожарный трубопровод или трубопровод
подачи воды для борьбы с пылью (пропускная способность
каждого значительно выше, чем потребный расход воды для
закладочных работ). Обычно расход воды для пылеподавления
и образования твердеющей смеси находится в пределах 10—
30 м3/ч. При таком расходе воды минимальный диаметр трубо-
провода составляет 80 мм.
Участковый водопровод, предназначенный только для закла-
дочных работ, рекомендуется монтировать из звеньев труб дли-
ной 3,4 м с помощью быстроразъемных соединений БС-100.
Магистральный водопровод выбирают исходя из условия
обеспечения необходимым количеством воды всех обслуживаю-
щих участков, работающих с закладкой, с учетом расхода воды
на противопожарные цели и пылеподавление.
Трубопровод ТОВ-ЗОО предназначен для самотечной подачи
воды из поверхностного водосборника в смесительную камеру.
Таблица 20.24
Техническая характеристика задвижек
Показатели згш 13ПП ЗГУ
Давление рабочее, МПа 15 6,4 10
Условный проход, мм 650 300 250, 300
Масса, кг 650 400 390
Таблица 20.25
Техническая характеристика универсальных колен
Тип Условный проход, мм Габаритные разме- ры, мм Масса, кг
УК-51 125 390X340X360 42
УК-53 200 440X416X450 49,7
УК-54 250 490X505X 545 92,6
Он собирается из стальных труб с внутренним диаметром
300 мм на болтовых соединениях.
Трубопровод ТОВ-250 служит для самотечного отвода отра-
ботанной воды из выработанного пространства в участковый
водосборник. Он монтируется из звеньев стальных труб длиной
3,4 м с помощью быстроразъемных соединений БС-250. Масса
1 м трубы 42,6 кг.
Трубопровод ТОВ-200 используют для откачки воды по
горным выработкам на поверхность. Он монтируется из звень-
ев стальных труб длиной 3,4 м с помощью быстроразъемных
соединений.
Трубопровод ТШ-100 создан для подачи шлама от установ-
ки УОВ в погашаемую выработку или водосборник. Он монти-
руется из звеньев стальных труб диаметром 100 мм с помощью
быстроразъемных соединений БС-100.
При эксплуатации пневмо- и гидрозакладочных установок
основные трудности возникают в результате быстрого выхода
из строя конечных участков трубопровода и колен в результате
их абразивного износа. При пневмотранспорте пропускная спо-
собность трубопровода составляет около 30 тыс. т, при гидро-
транспорте— 200 тыс. т, если в качестве закладочного материа-
ла используются дробленые породы, представленные песчаника-
ми, алевролитами и аргиллитами класса 0—60 мм. Нижняя
часть горизонтальных трубопроводов изнашивается в несколько
раз быстрее, чем верхняя, вертикальные трубы служат в 2—
3 раза дольше, а колена под углом 90° —в 10—-15 раз меньше.
Срок службы колен, футерованных вкладышами из легирован-
ных сталей, в 3 раза больше, чем колен из обычной стали, а
футерованных базальтом — в 5 раз.
Выпускаемые заводами быстроразъемные соединения приме-
няют при рабочем давлении в трубопроводах до 15 МПа. Для
гидротранспорта разработана специальная запорная арматура,
обеспечивающая эффективную работу систем гидравлического
транспорта (табл. 20.24).
В табл. 20.25 приведены основные типы серийно выпускае-
мых универсальных колен.
Глава 21
ПРОЧИЕ ВИДЫ ЗАКЛАДКИ
21.1. ЗАКЛАДКА ЛЬДОМ
В условиях многолетней мерзлоты выработанное простран-
ство можно заполнять льдом, который имеет достаточные проч-
ностные свойства.
Прочностные свойства льда
Температура воздуха, °C ... 0 —0,5 —4,8 —6,5 —7,5 —9 —10-
Предел прочности, МПа:
из изгиб..................... 1,4 0,9 1,19 1 1,37 — 1,4
на сжатие....................— 0,35 3,13 3,74 4,18 4,7 4,82
Примечание. При 0°С — для наливного льда, прн остальных значениях темпе-
ратуры — для искусственного льда.
Опыт ряда рудников Колымы, применяющих закладку
льдом, показал, что намораживание следует вести слоями
толщиной 1,5—2 см (табл. 21.1 и 21.2). Камера закладывается
за 60—70 сут в зависимости от скорости и температуры воздуш-
ного потока.
Стоимость возведения ледяной закладки 6—10 руб/м3, при
намораживании с хвостами обогащения—1,6—2 руб/м3.
Прочность ледяных целиков равна прочности лабораторных
образцов. Коэффициент несущей способности колеблется от
0,45—0,56 до 0,72—0,76.
Предел прочности ледяных целиков (по В. В. Иванову)
Температура целика, °C —8,4...—9 —8,7...—9,2 •—8,9...—9,4
Предел прочности, МПа 4,29 4,885 6,62
Прочность ледяных целиков повышается при армировании
песком, опилками и т. п.
Предел прочности замороженных песков обогащения при температуре —5 °C
Время, ч.................................... 5 15 25 35
Предел прочности, МПа....................... 3 2,3 2,1 2
Т а б л и ц а 21.1
Интенсивность намораживания льда
в камере, см/сут
(по Р. Н. Сальманову,
Ф. Ф. Мачневу)
Температура атмосферного воздуха, °C Скорость воздушного потока, м/с
1 1,5 2
—20 6,58 7,92 9,84
—30 9,36 11,28 13,68
—40 12,24 14,88 17,04
—50 15,12 17,52 19,92
Таблица 21.3
Предел прочности на сжатие, МПа
(по А. Н. Монтяновой)
Таблица 21.2
Зависимость длительности
замерзания воды от температуры
воздуха в камере, ч
Толщина слоя воды, см Температура воздуха в камере, °C
—4 —8 -12 -16
2 60 30 20 15
5 140 65 50 40
10 280 140 100 70
Состав вяжущего, % Возраст твердения, сут
Цемент М400 Цеолиты 3 28 60 so 180 360
100 — 30,7 46,2 48 49 50,5 50,6
85 15 23 51,2 56 58,2 63,1 65,5
70 30 16,1 46,4 49,9 51,7 53,5 55,6
30 70 4,5 18,4 19,5 20,5 21,2 21,7
21.2. ЗАКЛАДКА НА ОСНОВЕ ЦЕОЛИТОВ
Цеолиты — природный камневидный материал голубовато-
зеленого цвета, на 75—95% состоит из клиноптилолита. Хими-
ческий состав: SiO2 —66,9%, А12О3—11,3%, СаО — 3,5%,
MgO—1,7%. Без активизирующих добавок цеолит вяжущими
свойствами не обладает. В составах закладки, содержащих
цеолиты, расход цемента может быть сокращен на 15—70%
(табл. 21.3).
Глава 22
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ЗАКЛАДКОЙ
22.1. КЛАССИФИКАЦИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ
РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Все системы разработки с закладкой разделены на группы
по признаку — порядок очистной выемки (табл. 22.1).
Системы разработки слоями подразделяют в зависимости
от направления выемки и наклона слоев. При наклонных слоях
Таблица 22.1
Классификация систем разработки с закладкой
Группа Системы разработки
Системы разработки с разде- лением на слои Однослойная система разра- ботки Камерные системы разработки с последующей закладкой отбитая руда в пределах Горизонтальные слои с закладкой Наклонные слои с закладкой Выемка слоев в нисходящем порядке с за- кладкой Однослойная выемка с закладкой Камерная система разработки: с механизированной доставкой руды с доставкой руды силой взрыва с самотечной доставкой руды слоя транспортируется к месту по-
грузки под действием силы тяжести.
Камерные системы разработки делят на варианты по спо-
собу доставки руды в пределах камеры. При самотечной до-
ставке блок или панель подготавливают комплексом выработок,
именуемых днищем блоков (панелей) и позволяющих достав-
лять руду к месту погрузки (заезды, дучки, торцы выработок)
под действием силы тяжести. В отдельную группу выделены
варианты, когда выпуск и доставка руды в пределах блока или
панели осуществляются механическими средствами (самоход-
ное оборудование, различные питатели, вибродоставочные и
скреперные установки).
Однослойная система разработки с закладкой занимает
промежуточное положение между слоевыми и камерными ва-
риантами. По технологии она сходна с вариантом выемки
слоев в нисходящем порядке, а по форме очистного простран-
ства она ближе к камерным вариантам (камера небольшого
объема).
Нормами технологического проектирования рудников цвет-
ной металлургии (М., 1986) предусматриваются условия и ос-
новные параметры систем разработки с закладкой выработан-
ного пространства (табл. 22.2). При этом рекомендуется
использовать самоходное оборудование. Схема подготовки —
панельная или блоковая: рудными или полевыми штреками
или ортами в сочетании с вентиляционно-ходовыми восстаю-
щими, рудоспусками и уклонами для самоходного оборудова-
ния.
Таблица 22.2
Исходные данные для проектирования систем с закладкой выработанного
пространства н применением самоходного оборудования
(по нормам технологического проектирования рудников цветной
металлургии)
Показатели Горизонтальные слои Камерные системы
снизу вверх (восходящий порядок) сверху вниз (нисходя- щий поря- док) с самотечной доставкой (этажно-ка- мерная) с механизи- рованной до- ставкой (ка- мерно-стол- бовая)
Ширина блока (пане- ли), м Длина блока (панели), м Размеры камеры, слоя, заходки, м: 100—120 100—120 40—50 120—160
200—250 230—250 40—120 200—400
ширина 3—10 <8 10—20 8—20
высота 5—6 5—7 40—80 <18
Способ отбойки Шпуровой (скважи- нами) Шпуровой (скважи- нами) Скважинами Скважи- нами, шпу- ровой
Диаметр скважин (шпу- ров) 41—55 41—55 51, 60, 65, 80, 105 и более 51, 60, 65, 80
Глубина бурения, м <4,5 <4,5 25—50 <25
Удельный расход ВВ, кг/м3 Выход руды с 1 м сква- жины (шпура), м3 2,1 2,1 1,2—1,6 1,2—1,6
0,55—1,1 0,55—1,1 3—5,5 3—5,5
22.2. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С РАЗДЕЛЕНИЕМ НА СЛОИ
И С ЗАКЛАДКОЙ
Системы разработки горизонтальными слоями с закладкой.
Отработка ведется горизонтальными или слабонаклонными
(10—15°) слоями высотой 2—3 м в направлении снизу вверх.
Закладка может быть сухой, гидравлической или твердеющей.
При сухой закладке материал получают непосредственно
из очистных работ, при проведении выработок или в специаль
ных карьерах.
Получение закладки возможно при раздельной выемке тон-
ких жил (рис. 22.1). Рудное тело вынимают этажами высотой
40—50 м. Длина блока 30—50 м. Блок подготавливают отка-
точным штреком и блоковым восстающим, отрабатывают од-
ним или несколькими потолкоуступными забоями. Забой по
руде опережает забой по породе. При раздельной выемке от-
битую руду и избыток пустой породы перепускают на откаточ-
ный горизонт по металлическим трубам. Ширина подработки
Рис. 22.2. Система разработки горизонтальными слоями с закладкой выра-
ботанного пространства и формирование съезда на закладочном массиве:
а — начало второй стадии; б — окончание второй стадии; 1 — откаточный штрек; 2—
восстающий; 5 — выемочный слой; 4 — вентиляционный штрек; 5 — центральный восста-
ющий; 6 —подэтажный штрек; 7 — фланговый восстающий; 8— съезд
Рис. 22.1. Система разработки с раздельной выемкой горизонтальными слоя-
ми и закладкой выработанного пространства подрываемыми вмещающими
породами:
1 — откаточный штрек; 2 — блоковый восстающий; 3 — настил: 4 — рудоспуск
боковых пород /пп из условия полной закладки выработанного
пространства составит
mn = mp/(/(p—1), (22.1)
где mv — мощность жилы; /Ср — коэффициент разрыхления по-
род в укладке (/Ср=1,35—1,5).
Отбитую руду доставляют к рудоспуску по предваритель-
но уложенному настилу скреперными установками. В качестве
настила используют конвейерную ленту, доски, парусину или
пластик. Иногда устраивают бетонный настил. Возможно при-
менение малогабаритных погрузочно-доставочных машин
СТ-500НЕ, Каво-310, Эймко-911 и др. Система разработки ха-
рактеризуется показателями: сменная производительность
труда забойного рабочего 1,5—3 т, потерн руды 5—10%, разубо-
живание 15—30%, длина подготовительно-нарезных выработок
20—40 м на 1000 т.
Систему разработки восходящими горизонтальными слоями
с закладкой выработанного пространства дроблеными слан-
цами, добываемыми в карьере, применяют при отработке флю-
оритового месторождения Бюрк (Франция). Выемочный блок
длиной 150 м разделен по высоте на два этажа по 35 м (рис.
22.2).
Блок подготавливают откаточным штреком и двумя восста-
ющими, фланговым и центральным, предназначенным для по-
дачи через него закладки в забой. Выемку блока осуществля-
ют в четыре стадии по две стадии на подэтаж. Первоначально
проводят транспортную выработку с уклоном 20%, площадью
сечения 9 м2 и длиной 60 м, соединяющую откаточный штрек
с фланговым восстающим и выемочным блоком. На первой
стадии (см. рис. 22.2, а) вынимают слои нижнего подэтажа.
При укладке закладочного материала формируют съезд с ук-
лоном 20%. В конце первой стадии проходят восстающий
между вентиляционным и откаточным штреками для подачи
закладочного материала и пропуска руды.
На второй стадии отрабатывают верхний рудный треуголь-
ник в нижнем подэтаже блока в восходящем порядке. В конце
второй стадии вынимают предохранительный целик подэтажно-
го штрека. Добыча руды на третьей и четвертой стадиях ведет-
ся так же, как на первой и второй. Отработку блока заканчи-
вают извлечением предохранительного целика вентиляционного
штрека.
Выемку ведут слоями высотой 2,2 м. Погрузку и транспор-
тирование руды и закладочного материала осуществляют по-
грузочно-доставочными машинами Эймко-911 и Эймко-912 с
ковшами вместимостью 0,76 и 1,52 м3. Производительность ма-
шины Эймко-911 на расстоянии транспортирования 50 м —
50 т/ч. Удельный объем подготовительных выработок составля-
ет 5,2 м на 1000 т добытой руды. Производительность труда
рабочего на очистных работах 18 т/чел.-смену.
На рудниках «Итомука» и «Кусикино» в качестве закладки
используют породу, получаемую при обрушении на верхних
горизонтах (рис. 22.3). Жилы мощностью 6 м (в местах раз-
дува до 30 м) залегают под углом 50—70°. Отработку залежей
ведут блоками длиной и высотой 30 м. Блок ограничен восстаю-
щими в одно отделение, их используют для перепуска закладки
с верхнего горизонта. Слои вынимают заходками вкрест
простирания от середины блока. Выемку руды и закладку от-
Рис. 22.3. Система разработки горизонтальными слоями с выемкой руды за-
ходками вкрест простирания и сыпучей закладкой на руднике «Кусикино»:
/ — откаточный штрек; 2 — надштрековый целнк; 3— закладка; 4 — слоевая выработка;
5 — очистная за ходка
работанного слоя совмещают во времени. В одной половине
блока идет обуривание, а в другой проводят закладку слоя.
Доставка руды и закладочного материала осуществляется в
вагонетках вместимостью 0,5 м3 или скреперными установками.
Гидравлическую закладку используют при отра-
ботке жильных месторождений.
На руднике «Доум» (Канада) жилы мощностью менее 1,5 м
с углом падения 65° разрабатывают горизонтальными слоями
с гидравлической закладкой. Блок разбит на подэтажи высотой
15 м, высота вынимаемого слоя принята равной 1,7 м. Успеш-
ным оказалось применение малогабаритной погрузочно-доста-
вочной машины СТ-500Е (Франция). Производительность тру-
да составила: по доставке — 56 т/смену, по добыче— 15,5 т/чел,-
смену.
Залежи мощностью до 5 м отрабатывают с применением лег-
ких самоходных машин (рис. 22.4). Руду отбивают слоем тол-
щиной до 3 м на всю мощность рудного тела взрыванием заря-
дов вертикальных, наклонных или горизонтальных шпуров.
Рис. 22.4. Система разработки горизонтальными слоями с гидрозакладкой
и бетонным настилом:
1 — откаточный штрек; 2 — рудоспуск; 8 — блоковый восстающий; 4 — пульпопровод; 5 —
бетонный настил; 6— гидрозакладка; 7 — дренажная труба
Рис. 22.5. Система разработки горизонтальными слоями с гидравлической
закладкой и уменьшенной длиной блока:
1 — транспортный штрек; 2 — орт; 3 — фланговые восстающие; 4 — наклонный съезд; 5 —
рудоспуск; 6 — закладочный трубопровод; 7 — отстойник
Выемочный блок делят на два полублока, работы в которых
чередуют. В одном проводят отбойку и доставку руды, во вто-
ром наращивают восстающие и укладывают закладочную
смесь.
Система разработки горизонтальными слоями с гидравли-
ческой закладкой применима и для отработки более мощных
крутых залежей (рис. 22.5). Подготовку блока осуществляют
ортами, транспортными штреками, фланговыми восстающими
и наклонным съездом под углом 10—14°. Удельный объем под-
тотовительно-нарезных работ в зависимости от мощности руд-
ного тела колеблется от 8 до 30 м3/1000 т.
При этом варианте доля наклонного съезда в общем объе-
ме подготовительно-нарезных работ достигает 60—80%. По дан-
ным Гипроцветмета, проведение его экономически целесообраз-
но при мощности рудных тел более 7—8 м.
Очистную выемку ведут горизонтальными слоями высотой
3,5—4,5 м в обе стороны, начиная от сбойки с наклонным съез-
дом. Процессы бурения и уборки руды совмещаются. При дли-
не блока 150 м и мощности рудного тела 10 м скорость подви-
гания очистного забоя достигает 3,5 м/сут, а удельная произ-
водительность—10 т на 1м2 площади забоя. Комплекс
самоходных машин обеспечивает производительность 125—
250 тыс. т/год.
Закладочные работы чередуют или совмещают с другими
процессами очистной выемки. Закладку подают по трубопрово-
ду. Вода дренируется по восстающему и собирается в отстой-
ник.
Варианты системы разработки горизонтальными . слоями с
гидрозакладкой применяют на рудниках «Томпсон» (Канада),
«Маунт-Айза» (Австралия), «Керд», «Ален» (США) и др. [59].
Их отличает значительная длина блоков — 200—600 м. На руд-
нике «Томпсон» блок длиной 270 м подготавливают закладоч-
ным в центре и вентиляционными восстающими по флангам
(рис. 22.6). В закладочном массиве осуществляют крепление
ходков для доступа людей в забой и вентиляции, а также нара-
щивают рудоспуски с использованием стальных сегментов.
В породах лежачего бока на расстоянии 8—12 м от лежачего
бока проводят рудоспуски через 65—70 м друг от друга. Кров-
лю закрепляют анкерами длиной 2,4 м. Выработанное прост-
ранство слоя закладывают песчаной смесью по частям с воз-
ведением заградительных дамб из породы. В закладочном
массиве укладывают дренажные трубы из расчета одна труба
на 72 м2 площади очистного пространства.
Во всех вариантах с гидравлической закладкой с целью
снижения потерь руды в недрах и разубоживания сооружают
бетонный настил.
Твердеющие смеси при применении горизонтальных
слоев широко используют в отечественной и зарубежной прак-
тике.
Для отработки мощных рудных тел институтом Унипромедь
предложен вариант с расположением лент вкрест простирания
(рис. 22.7). Блок длиной 180 м делят на ленты шириной 8 м
вкрест простирания и одну ленту по простиранию со стороны
лежачего бока, в центре которой проводят достаточный штрек
площадью сечения 4X4 м. В каждой ленте сооружают венти-
ляционно-ходовые восстающие для закладки слоев.
//
ю
л
К 2 3. 856783
\ \ л-л
\ >И F1 и
Рис. 22.7. Система разработки гори-
зонтальными слоями с твердеющей
закладкой и отработкой лент вкрест
простирания
Рис. 22.6. Система разработки гори-
зонтальными слоями с закладкой с
применением самоходного оборудова-
ния:
1 — полевой откаточный штрек; 2 —• вентн-
ляционно-ходовой восстающий; 3—рудо-
спуск; 4 — ходок; 5 — закладочный восста-
ющий; 6 — восстающий для обслуживания
самородных машин; 7 —сбойка; 8 — отби-
тая руда; 9— закладка; 10— восстающие
шпуры; 11 — анкеры
Рис. 22.8. Слоевая система разработки пологих залежей с разделением на
слои и твердеющей закладкой (Норильский ГМК):
/ — откаточный штрек; 2 — панельный штрек; 3 — вентиляционно-закладочный восстаю-
щий; 4 - - слоезой штрек; 5 — транспортный уклон; 6—отрабатываемый слой
Рис. 22.9. Способы выемки подсеч-
ного слоя
Отработку слоя ведут от фланга к центру блока. По цент-
ру каждой ленты проводят разрезные орты, которые впослед-
ствии расширяют до размеров 7X8 м. Соседнюю ленту отраба-
тывают после достижения предела прочности 2—3 МПа. После
отработки всех поперечных лент отрабатывают продольную
по лежачему боку.
Объем подготовительно-нарезных работ по блоку составля-
ет 10,5%. При использовании самоходного оборудования про-
изводительность блока достигает 30 тыс. т/мес, производитель-
ность труда рабочего на очистной выемке — 50 т/чел.-смену,
потери руды 20%, разубоживание 6,5%.
На рудниках Норильского горно-металлургического комби-
ната для отработки мощных пологих залежей применяют выем-
ку слоями снизу вверх без оставления целиков (рис. 22.8).
Выемочный участок длиной 100—150 м делят на ленты ши-
риной 8—10 м. Подготовительно-нарезные работы включают
проведение в породах почвы откаточных и панельных штреков.
В породах кровли проводят закладочные выработки, которые
используют для отвода исходящей вентиляционной струи.
Верхние и нижние штреки соединяют восстающими на
флангах панели. Из панельных штреков до рудной залежи про-
ходят рудоспуски, соединяемые транспортными уклонами с
вентиляционными восстающими. Из транспортных уклонов про-
водят сбойку (слоевые штреки) в каждый выемочный слой.
Расстояние между слоевыми выработками около 10 м. Угол
наклона фланговых транспортных уклонов 5—9°. Слоевые
штреки служат для перемещения горных машин в отрабатывае-
мые слои и для проветривания очистного пространства. Выемку
руды в ленте ведут в три этапа: отработка первого слоя (под-
сечного), основных слоев и подкровельного (верхнего) слоя.
Первые слои высотой 3—4 м отрабатывают с расширением
разрезного штрека (рис. 22.9, а) или с одновременной отработ-
кой второго слоя (рис. 22.9, б).
После отработки первого приступают к выемке вышележа-
щего слоя высотой 3—3,5 м. Общая высота обнажаемых бортов
очистного пространства достигает 7 м. Закончив отработку
второго слоя, приступают к закладке выработанного простран-
ства первого слоя.
Через 3—5 сут, когда верхняя часть закладки толщиной
0,3—0,5 м приобретет необходимый для передвижения машин
предел прочности 1—1,5 МПа, начинают отрабатывать очеред-
ной вышележащий слой. Перед подачей закладки почву зачи-
щают. Одновременно наращивают и изолируют рудоспуски,
возводят перемычки в слоевых штреках и т. д. Закладочный
материал подают по скважинам диаметром 155—315 мм. Угол
наклона слоев равен углу растекания закладочной смеси. Очи-
стные работы в смежных лентах ведут с отставанием по высоте
на 7—9 м от действующего слоя.
Технико-экономические показатели: удельный объем подго-
товительно-нарезных работ 50—70 м3/Ю00 т, потери руды 2%,
разубоживание 5%.
На шахте «Красногвардейская» Красноуральского медепла-
вильного комбината им. Серго Орджоникидзе применяют систе-
/
Sssssssssssssssssssssssssssssssi
ШГЮШ».Г№ ЛЖаЯ&№ЯЯЯЯЯЙЖ1Я&
JgSSBBBBBBBBSSBSBBSBBSSSBBBSSBBt
gggtsm%sg% ^ss^ggsa^gesjjggg
XJWNWKWS^ee^^NNJ
sssmsssssa:
Si8№8aiB8gi8a8i?8aWM8B88B№ae8*g
Рис. 22.10. Система разработки го-
ризонтальными слоями с закладкой
и выемкой руды через слой
Рис. 22.11. Двухстадийная выемка жильных зон горизонтальными слоями с
комбинированной закладкой:
1 н 2— искусственные околоштрековые целики; 3 — твердеющая закладка; 4 — рудная
линза; 5 — бетонный настил; 6 — породная закладка
му разработки горизонтальными слоями с закладкой и выемкой
руды через слой (рис. 22.10), что обусловлено ее низкой устой-
чивостью.
Блок длиной 50 м, высотой 30 м и шириной 3 м по вертика-
ли делят на слои высотой 2,5 м. Блок готовят полевым восстаю-
щим 1, от которого в сторону рудного тела проводят слоевые
штреки 2 со смещением в слоях первой и второй очередей по
отношению к восстающему.
Слои первой очереди отрабатывают с креплением и заклад-
кой твердеющей смесью, слои второй очереди — под искусствен-
ной кровлей и гидрозакладкой. Применение этой технологии
позволило увеличить интенсивность отработки в 2 раза и сни-
зить расход цемента.
Горизонтальные слои с комбинированной заклад-
кой применяют для отработки крутых залежей.
При двухстадийной выемке подготовка блока заключается
в проведении рудных штреков и фланговых восстающих (рис.
22.11). Первоначально извлекают надштрековый целик и пото-
лочину с твердеющей закладкой, затем основные запасы блока.
Блок по вертикали разбивают на два наклонных слоя,
каждый из которых отрабатывают самостоятельно. В первую
очередь отрабатывают слой по висячему боку с применением
твердеющей закладки, во вторую очередь с отставанием на
6—8 м слой по лежачему боку. Выемка наклонных слоев про-
изводится горизонтальными слоями высотой 2 м.
Наклонный слой первой очереди отрабатывают с возведени-
ем искусственного массива инъекционным способом с исполь-
зованием зондов по сетке 1X1 или 1,5X1,5 м. Верхнюю часть
Рис. 22 12 Система разработки го
ризонтальными слоями с комбини-
рованной закладкой:
1 — откаточный орт; 2 — веитиляциоино-хо-
довой восстающий; 3 — наклонный съезд;
4 — рудоспуск; 5 — твердеющая аакладка;
6 — гидрозакладка
Рис. 22.13. Система разработки с
разделением на слои снизу вверх и
опережающей выемкой подкровель-
ного слоя;
1 — слоевой штрек; 2 — вентиляционные
восстающие; 3 — диагональный уклон; 4 —
рудоспуски
слоя покрывают бетонным настилом из быстротвердеющей сме-
си. Во вторую стадию отрабатывают слой по лежащему боку
под массивом твердеющей закладки без применения инъекции
слоев.
Институтом Гипроцветмет для отработки крутых залежей
мощностью 16—18 м предложен вариант с применением для от-
работки наклонного слоя по висячему боку твердеющей смеси
(рис. 22.12).
При отработке рудных тел на больших глубинах при высо-
ком горном давлении с целью повышения устойчивости приза-
бойной части рудный массив разгружают путем подработки —
опережающей выемки подкровельного слоя (рис. 22.13). Пара-
метры этой системы такие же, что при обычном варианте
разработки слоями снизу вверх. Опережение подкровельного
слоя принимают в пределах 18—36 м для рудника «Комсомоль-
ский» и 24—48 м для рудника «Октябрьский» Норильского
горно-металлургического комбината {38].
Системы разработки наклонными слоями с закладкой. По-
толкоуступную выемку наклонными слоями с закладкой
гранитными блоками (рис. 22.14) применяют на ниж-
них горизонтах рудника «Чемпион Риф» (Индия).
Залежь разбивают на блоки размером 60 м по простиранию
и 30 м по падению (высота подэтажа). Очистные работы начи-
нают с выемки слоя руды высотой 3 м, считая от подошвы
основного откаточного горизонта. После этого на крепь отка-
точного штрека укладывают деревянный настил, а на него
гранитные блоки. В закладке оставляют рудоспуски диаметром
1,2 м через 5,5 м.
Очистную выемку ведут от отрезного восстающего. Забой
подвигается под углом 45° к горизонту. Отработку осуществля-
ют полосами шириной 2 м. Выработанное пространство закла-
дывают гранитными блоками, поверхность их после укладки
покрывают цементным раствором. С целью сохранения венти-
ляционного горизонта в процессе очистных работ производят
выемку руды на 2—2,5 м ниже вентиляционного штрека с за-
кладкой гранитными блоками и оставлением через 3,5 м ход-
ков диаметром 0,7 м. По мере продвижения диагонального
забоя осуществляется сбойка с этими ходками.
Применение жесткой закладки позволило сократить число
горных ударов и уменьшить причиняемый ими ущерб.
Систему разработки наклонными слоями с
сыпучей закладкой применяют на рудниках «Авока»
(Ирландия), «Мариеншафт» (ФРГ), «Доуми Локербай» (Кана-
да) для отработки крутых жил средней мощности и недоста-
точной устойчивости пород висячего бока (рис. 22.15).
Блок высотой 60 м и длиной, равной длине рудного тела по
простиранию, подготавливают спиральным съездом по лежаче-
му боку и восстающими для перемещения руды и закладки.
Отработку блока ведут подэтажами высотой 15 м от флангов
к центру наклонными слоями под углом 50—55° на руднике
«Мариеншафт», 62° — на рудниках «Доуми Локербай» и «Аво-
ка». После выпуска руды отбитого слоя с верхнего подэтажа
подают сухую породную закладку, доставляемую самоходными
машинами. Вариант обеспечивает небольшое обнажение вися-
чего бока, не более 4—6 м по простиранию. Разубоживание при
выпуске руды составляет 5%.
Система разработки наклонными слоями с
закладкой и одностадийной выемкой приведена на
рис. 22.16.
Выемка руды в этаже высотой 70 м ведется в одну стадию
без разделения участка месторождения на камеры и целики.
Блок подготавливают рудным откаточным штреком с установ-
кой в нем через 13 м вибродоставочных установок ВДПУ-4ТМ.
Отбойку руды производят глубокими скважинами, пробуренны-
ми из подэтажных штреков, на «зажимающую» среду с коэф-
фициентом разрыхления более 1,3. Это разрыхление обеспечи-
вается частичным выпуском руды ранее отбитого запаса.
Рис. 22.14. Система разработки наклонными слоями с закладкой гранитны-
ми блоками:
/ — закладка гранитными блоками; 2 — отбитая руда
Рис. 22.15. Система разработки наклонными слоями с сыпучей закладкой
на руднике «Авока» (Ирландия):
1 — сыпучая закладка; 2— отбитая руда; 3— восстающий для перепуска руды и за-
кладки; 4 — уклон; 5 и 6 — соответственно нижняя и верхняя подсечки; 7 — слой, за-
полняемый закладкой, подаваемой с верхней подсечной выработки; 8 — отрезные вос-
стающие; 9 — скважина
Полный выпуск руды ведут в определенной последователь-
ности и с определенным отставанием от взрываемого забоя.
В результате выпуска образуется пространство между слоем
закладки и наклонной поверхностью отбитой руды под углом
естественного откоса. Шаг выпуска (закладки) принят равным
10 м. Образовавшееся пространство заполняют с верхнего го-
ризонта быстротвердеющей закладкой. Отбитую руду выпуска-
ют под защитой искусственного массива. Потери руды снижа-
ются до 5%, удельный объем подготовительно-нарезных работ
A ~A
Рис. 22.16. Система разработки на-
клонными слоями с закладкой и от-
бойкой руды из подэтажных штре-
ков на замагазинированную руду:
1 — откаточный штрек; 2 — подэтажные
^В штреки; 3 — вентиляционный штрек; 4 —
быстротвердеющая закладка; 5 —замата-
зинированная руда
Рис. 22.17. Система
нисходящей выемкой
закладкой
разработки с
и твердеющей
уменьшается вдвое, а производительность труда по системе воз-
растает до 25,03 т/чел.-смену.
Выемка слоев в нисходящем порядке с закладкой. Место-
рождения ценных руд с неустойчивыми рудой и породой отра-
батывают слоями сверху вниз, т. е. под искусственным масси-
вом, причем кровлю создают более устойчивой, чем рудный
массив. Для безопасности применяют металлическую сетку,
устанавливают контрольные стойки, тщательно контролируют
качество закладочных работ. Ширина и высота слоя 3—3,5 м.
Система разработки позволяет использовать самоходное обо-
рудование в наиболее сложных горнотехнических условиях.
Впервые промышленные испытания этой системы проводили
на рудниках ГДР в 1964 г. Месторождение делят на блоки ши-
риной 40 м и длиной 60 м (рис. 22.17).
Высота блока равна мощности месторождения — 30 м. Верх-
ние и нижние панельные штреки соединяют сбойками и восста-
ющими. Руду извлекают тупиковыми заходками от фланговых
слоевых выработок к центральной. Сначала отрабатывают за-
ходки первой очереди, целики извлекают во вторую стадию.
Закладочный материал подают из центральной слоевой выра-
ботки. Предел прочности искусственного массива в месячный
срок 3 МПа. Производительность труда рабочего на очистных
работах составила 10 м3/смену, производительность блока
1300—1500 т/мес, потери руды 5—7%, разубоживание 10—12%.
При отработке жильных месторождений (Забайкалье) с не-
устойчивыми рудами и породами применяют вариант, приведен-
ный на рис. 22.18.
Блок длиной 60 м отрабатывают слоями высотой 3—3,5 м.
Первый слой извлекают по границе с почвой верхнего рудного
штрека. Ширина разрабатываемых слоев зависит от мощности
месторождения. Для удобства размещения закладочного
материала слоям придают наклон 5—10°. Слой засекают из
флангового восстающего или рудоспуска, пройденного в сере-
дине блока. Один фланговый восстающий погашают по мере
отработки блока, а второй сохраняют для отработки смежного
блока. Закладочный материал подают по трубопроводу с верх-
него полевого штрека. Участки верхнего рудного штрека по-
гашают одновременно с выемкой надштрекового целика после
отработки блока. Иногда на почву заходок настилают металли-
ческую сетку. Руду доставляют скрепером, легким самоходным
оборудованием.
Технико-экономические показатели: производительность
труда рабочего на очистных работах 3—6 м3/смену, протяжен-
ность подготовительно-нарезных выработок 8—15 м/1000 т,
потери руды 3—5%, разубоживание 8—10%.
Мощные рудные тела с неустойчивой рудой отрабатывают
диагональными или поперечными заходками, нисходящими слоя-
ми с закладкой (рис. 22.19). Блок подготавливают рудным
и полевым штреками, ортом, транспортным уклоном под углом
8—10°, закладочно-вентиляционным восстающим и рудоспус-
ком. Слои ориентированы вкрест простирания. Отработку блока
ведут в нисходящем порядке. Первый слой вынимают на уровне
верхнего горизонта под закладочным массивом отработанного
горизонта. Очистной забой имеет площадь 16 м2 (4X4). Для
обеспечения полноты закладки заходку проходят с подъемом
3—4° в сторону закладочных выработок.
С целью увеличения длины заходок при отработке крутых
залежей их ориентируют под углом 45—60° к боковым контак-
там. В двух смежных слоях по вертикали заходку располагают
под углом друг к другу.
Для самоходного оборудования проходят слоевой штрек,
соединяемый сбойкой с транспортным уклоном, пройденным по
породам лежачего бока. Слоевой штрек заполняют закладоч-
ным материалом в последнюю очередь секционным способом.
Рис. 22.18. Система разработки
жильных месторождений в нисходя-
щем порядке и с твердеющей за-
кладкой
Рис. 22.19. Схема отработки блока нисходящими горизонтальными слоями
с закладкой на Зодском руднике:
1 — твердеющая закладка; 2 — уклон; 3 — закладочио-веитиляционный штрек; 4 — закла-
дочио-веитиляционный восстающий; 5 — транспортный штрек; 6 — рудоспуск; 7 — очист-
ные заходки
Систему с диагональными слоями применяют на рудниках
«Кобар» и «Ренисон» (Австралия).
При разработке пологих залежей месторождений Талнаха
(рис. 22.20) слои отрабатывают одновременно, независимо друг
от друга, с опережением верхних по отношению к нижним в
направлении сверху вниз. Слои отрабатывают лентами (заход-
ками), размеры их определяются устойчивостью искусственной
кровли или рудной стенки.
Для повышения несущей способности заложенного массива
на почву лент укладывают металлическую сетку с ячейками
размером 50—100 мм при толщине проволоки 2—5 мм. В от-
дельных случаях нижний слой ленты армируют вертикальными
металлическими стержнями из арматурного железа диаметром
16—18 мм. Их устанавливают обычно с подкладками из полосо-
вого железа, которые помещают под металлическую сетку [10].
Б-Б
Рис. 22.20. Сплошная система разработки с нисходящей выемкой слоев и
твердеющей закладкой:
I, II, III, IV — порядок отработки слоев
22.3. ОДНОСЛОЙНАЯ ВЫЕМКА С ЗАКЛАДКОЙ
Данную систему разработки применяют для отработки поло-
гих рудных залежей мощностью до 9 м в сложных горно-геоло-
гических условиях: Норильский ГМК, «Пальковице» (ПНР),
«Вуонос» и рудники компании «Оутокумпу Ой» (Финляндия).
Подготовка залежей — панельная (рис. 22.21). Размеры па-
нели принимают из условия применения самоходного оборудо-
вания. Панели отрабатывают заходками шириной до 10 м.
Кровлю заходок в большинстве случаев закрепляют штанговой
крепью. При отработке рудных тел мощностью 9 м (ПНР) пер-
воначально проходят верхнюю слоевую заходку.
Закладка заходок — гидравлическая или твердеющая. За-
кладочный массив по всей длине заходки отделяют от рудного
массива перемычкой податливой конструкции из стальных
тросов, оградительной сетки и брезента. Потери руды составля-
ют 3—5%, сменная производительность труда подземного рабо-
чего достигает до 53,8 т.
22.4. КАМЕРНАЯ СИСТЕМА РАЗРАБОТКИ С ПОСЛЕДУЮЩЕЙ
ЗАКЛАДКОЙ
Камерная система разработки с механизированной достав-
кой. В отечественной практике варианты этой системы называ-
ют камерно-столбовыми или камерно-целиковыми.
Рис. 22.21. Схема подготовки поло-
гой залежи меднорудных месторож-
дений ПНР системой разработки с
закладкой:
1 — подготовительные штреки; 2 — закла-
дочный массив; 3 — выработка для отвода
воды из закладочного массива; 4 — под-
кровельный слой; 5 — основной слой
Камерно - столбовая
система с выемкой ру-
ды уступами предназначе-
на для отработки мощных по-
логих залежей с устойчивыми
рудами и породами. Подготов-
ка панельная, состоит в про-
ведении полевых и рудных
штреков, соединяемых рудо-
спусками и восстающими (рис.
22.22). Порядок отработки ста-
дийный. В первую очередь из-
влекают руды первичных ка-
мер, разделенных одним или
двумя междукамерными цели-
ками такой же ширины. Высо-
та камер, равная мощности
месторождения, составляет
3—15 м. Длина камер 60—
100 м устанавливается по ми-
нимуму затрат на подготовку,
нарезку и доставку руды Камеры второй и последующих оче-
редей отрабатывают после затвердевания закладочного мате-
риала аналогичным способом. Иногда кровлю камер крепят
штангами. Производительность камеры 150—400 т/смену, поте-
ри руды 3—5%, разубоживание 5-—7%.
Камерн о-с толбовая система с верхней под-
сечкой предназначена для разработки мощных пологих и
слабонаклонных залежей с устойчивыми рудами и средней
устойчивости породами кровли (рис. 22.23).
Подготовка блока (панели) заключается в проведении двух
(верхнего и нижнего) штреков на каждом горизонте — откаточ-
ном и вентиляционно-закладочном. Панель делят на камеры и
междукамерные целики, ориентированные по восстанию, шири-
ной 8—15 м. В нижней части камеры проводят отрезной вос-
стающий, из которого по контакту с кровлей — разрезную вы-
работку до соединения с верхним штреком, а из нее разделы-
вают отрезную щель. Очистные работы включают также прове-
дение верхней подсечки для закрепления кровли штангами,
иногда в сочетании с металлической сеткой. Отбойка шпуровая
или скважинная. Доставка скреперная или самоходными по-
грузочно-доставочными машинами. Закладку подают с верх-
него штрека. Наклон камеры обеспечивает сплошное заполнение
камеры под кровлю. Междукамерные целики отрабатывают
аналогичным способом. При недостаточной устойчивости
кровли и скреперной доставке камеры второй очереди отраба-
тывают в обратном по сравнению с камерами первой очереди
/1-/1
SS
Рис. 22.22. Камерно-столбовая систе-
ма разработки с выемкой руды ус-
тупами и последующей твердеющей
закладкой
Рис. 22.24. Камерно-столбовая система
разработки с двумя доставочными
штреками
Рис. 22.25. Система разработки гори-
зонтальными камерами (/), заполнен-
ными твердеющей закладкой
Рис. 22.23. Камерно-столбовая си-
стема разработки с верхней подсеч-
кой:
1 — закладка; 2 — отбитая руда
направлении, т. е. сверху вниз. Для этого проводят разрезную
выработку по границе с почвой и используют ее для бурения
и скреперования.
В Финляндии такую систему применяют для разработки по-
логих (10°) пластов мощностью 10—20 м под дном крупного
озера. Предел прочности искусственного массива 3 МПа. На
участках мощностью свыше 20 м буровые выработки проводят
горизонтально через 20 м по вертикали.
На руднике «Наван» (Ирландия) приняты камеры шириной
12,5 м и высотой 15 м, их располагают вкрест простирания.
Камерно-столбовая система с двумя д о ста-
вочными штреками (ПО «Севуралбокситруда»). На-
клонные залежи мощностью 10—12 м делят па подэтажи. Дли-
на камер 20—40 м (рис. 22.24). Ширина камер и междукамер-
ных целиков 5—8 м.
Первоначально отрабатывают камеры первой стадии через
одни целик. Затем с верхнего штрека заполняют твердеющей
закладкой камеры и доставочный штрек. Это позволяет отка-
заться от возведения перемычек в каждой камере. После за-
твердевания искусственного массива проводят новый доставоч-
ный штрек по контакту с первым и сбойки к междукамерным
целикам. Затем приступают к отработке междукамерных цели-
ков. Преимущества системы разработки: небольшой объем ра-
бот по изоляции камер, малое разубоживание руды закладкой.
Руду отбивают мелкошпуровым способом, перемещают по
камере скрепером. Камеры второй очереди заполняют в ниж-
ней части твердеющей смесью, а остальное — гидрозаклад-
кой.
Камерно-столбовая система с расположени-
ем камер по простиранию проверена в промышлен-
ных условиях ПО «Севуралбокситруда» и комбината «Ачполи-
металл» (рис. 22.25). Блок, оконтуренный откаточным и венти-
ляционно-закладочным штреками, делят по высоте на камеры
длиной 50—70 м и целики. Камеры первой очереди отрабаты-
вают из восстающего, проведенного в середине блока с накло-
ном под углом 10—15°. Бетонные перемычки устанавливают в
нижней части блокового восстающего. Закладочный раствор
подают по трубопроводу из вентиляционного штрека. Ширина
камер 5—6 м, высота равна вертикальной мощности.
Достоинства системы разработки: небольшое число перемы-
чек, незначительные потери и разубоживание. Недостатки:
скопление воды в забое, которую удаляют через скважину, по-
тери руды в почве камеры.
Камерн о-с толбовая система разработки с
закладкой и выпуском руды на полевые штре-
ки (рис. 22.26). Месторождение делят на панели, по границе
которых проводят панельные штреки по породам почвы (отка-
точный) и по кровле в руде (вентиляционно-буровые). Панель
по длине разбивают па камеры первой и второй очереди. Пер-
вичные камеры отрабатывают с боковым выпуском. При этом
погрузочно-транспортные выработки размещают в днищах
смежных камер, а отбойку ведут из буровых штреков. При
отработке вторичных камер погрузочные заезды не проводят,
а отбойку и выпуск руды осуществляют из торца буродоставоч-
ных выработок.
После отработки камер
приступают к выемке панель-
ных целиков. Параметры рас-
сматриваемой системы разра-
ботки: ширина панели 120—
150 м, ширина камер 15—16 м.
высота 18——30 м. Система раз-
работки применяется на шах-
тах Джезказганского ГМК.
При использовании бурильных
установок СБУ-70, погрузоч-
ных машин ПНБ-4 и автоса-
мосвалов МоАЗ-6401 сменная
производительность труда за-
бойного рабочего по системе
составила 58 т [43].
Камерная система
разработки со сплош-
ной выемкой и твер-
деющей закладкой (руд-
ники «Октябрьский» и «Ком-
А-А
Рис. 22.26. Камерно-столбовая систе-
ма разработки с закладкой и выпу-
ском руды на полевые штреки
сомольский» Норильского
ГМК). Подготовка залежи — панельная (рис. 22.27). Штреки
проводят на уровне верхней и нижней подсечек. Выемочные
ленты в панели делят на 3—4 камеры длиной 30—40 м, шири-
ной 8 м и высотой, равной мощности рудного тела. Для подго-
товки камер по почве рудного тела соседней ленты проводят
буродоставочный штрек и погрузочные заезды, а вентиляцион-
но-закладочный штрек — под перекрытием.
В камерах руду отбивают вертикальными слоями скважин-
ными зарядами. Отбитая руда доставляется по нижней подсеч-
ке до рудоспусков, расположенных через 80—120 м друг от
друга.
Камерно-столбовая система разработки с
бетонной и гидравлической закладкой приме-
няется для выемки рудных тел с углом падения 25—45° на руд-
нике Урупского ГОКа (рис. 22.28).
Камеры располагают по восстанию. Подготовительные рабо-
ты включают проведение полевого откаточного, рудных доста-
вочного и вентиляционно-закладочного штреков, блокового
восстающего по кровле камер, рудоспуска. Нарезные работы
заключаются в проходке дучек и лебедочных камер. Отбитая
руда доставляется по почве камер и доставочной выработке
скреперными лебедками. Камеры первой очереди заполняют
бетоном, а второй — гидрозакладкой.
Камерная система разработки с доставкой руды силой
взрыва и последующей закладкой выработанного пространства
/ А~А
Рис. 22.27. Камерная система разработки со сплошной выемкой и твердею-
щей закладкой:
/ — панельный штрек; 2 — штреки перекрытия; 3— вентиляционный штрек; 4— буродо-
ставочный штрек; 5 — отрезной восстающий
Рис. 22.28. Камерно-столбовая система разработки с бетонной и гидравли-
ческой закладкой
Рис. 22.29. Камерная система разработки с доставкой руды силой взрыва и
последующей закладкой выработанного пространства:
1 — вентиляционный штрек; 2 — заложенные панели; 3 — рудный штрек; 4 — транспорт-
ный штрек; 5—погрузочный заезд; 6 — перемычка; 7—буровой восстающий
применяется на руднике «Глубокий» Ачисайского полиметалли-
ческого комбината (рис. 22.29). Залежь с углом наклона 30—
35° подготавливают полевым откаточным и рудным доставоч-
ным штреками, рудоспуском через 80—120 м. Блок разбивают
по простиранию на камеры первой и второй очередей шириной
11—12 м. Обуривание проводят из бурового восстающего, за-
глубленного на 0,4—0,5 м в породы лежачего блока.
Перед подачей закладочного материала камеры зачищают
скреперными установками, гидросмывом, самоходным бульдо-
зером и изолируют их от окружающих выработок перемычками.
Технико-экономические показатели системы разработки
Объем горно-подготовительных и нарезных работ на 1000 т, м3 30—40
Потери руды, %............................................16
Разубоживание, %..........................................8—12
Годовая производительность блока, тыс. т . . 150—200
Расход ВВ, кг/т...........................................0,4—1,2
Производительность труда забойного рабочего, т/смену:
на очистных работах . . . ............100
по системе............................................79—95
Камерная система разработки с самотечной доставкой руды.
Подэтажно-камерная система применима при отра-
ботке руд средней устойчивости наклонных крутых залежей.
При самоходном оборудовании рудное тело по простиранию
делят на блоки длиной 40—60 м (рис. 22.30). Блоки по высоте
разделяют на 2—3 подэтажа, по простиранию — на камеры ши-
риной 9—12 м, а по мощности могут быть разбиты на панели.
Подготовка блока заключается в проведении откаточных
штреков, наклонного съезда под углом 10—12° и вентиляцион-
но-закладочного восстающего. Подэтажи подготавливают до-
ставочными штреками и погрузочно-доставочиыми ортами. Каж-
дый подэтаж оборудуют выпускным горизонтом с погрузочными
заездами. Гипроцветмет рекомендует наклонное днище под
углом 8—10° для доставки руды взрывом в пределах камеры.
Для зачистки отбитой руды в камере используют бульдозер с
дистанционным управлением.
Рудные тела с изменяющимся углом падения в пределах
этажа и неустойчивыми рудами (рудник им. Ильича, Кривой
Рог) отрабатывают подэтажными камерами (рис. 22.31). Руд-
ную залежь в пределах этажа разделяют на блоки длиной
60 м, каждый блок отрабатывают камерой длиной 27—32 м по
простиранию и высотой 15—30 м. Крутые участки отбивают из
подэтажных выработок, а пологие отрабатывают вариантом
«камера над дучками». Камеры отрабатывают по простиранию
в две стадии, а по восстанию — последовательно снизу вверх.
Доставка руды — скреперная. Система разработки обеспечила
снижение потерь до 4—6п/о-
разработки с твердеющей за-
Рис. 22.30. Подэтажно-камерная система
кладкой
Рис. 22.31. Подэтажно-камер-
ная система разработки на
руднике им. Ильича (Кривой
Рог):
1 — откаточный штрек; 2 — орт-за-
езд; 3 — штреки скреперования; 4 —
подэтажный штрек; 5 — закладоч-
ный восстающий; I—IV — порядок
отр а б о тк и кам ер
Подэтаж н о-к амер пая система разработки с
выемкой подэтажей сверху вниз рекомендована
ВостНИГРИ для Абаканского рудника (рис. 22.32). Параметры
системы: ширина камер 13 м, высота 40—60 м, длина 40 м.
Камеры в блоках отрабатывают последовательно через одну.
В блоке 8 камер.
Подэтажно-камерную систему разработки с
искусственным основанием камеры применяют
при отработке месторождений с породами средней устойчиво-
сти (рис. 22.33).
Этаж высотой 60 м на камеры, ориентированные вкрест про-
стирания, и междукамерные целики. Камеры по высоте делят
на две части. Подготовительные выработки включают полевой
откаточный штрек, в кровле которого оборудуют погрузочную
камеру со скреперной лебедкой, соединяемую с ортами скрепе-
рования. В междукамерном целике проводят рудный восстаю-
Рис. 22.32. Подэтажно-камерная си-
стема разработки с твердеющей за-
кладкой:
1 — штрек откаточный основного горизон-
та; 2 — погрузочный орт; 3 —камера
ВДПУ; 4 — рудоспуск; 5 — штрек проме-
жуточного горизонта; 6 — закладочный орт;
7 — буровые орты
Рис. 22.33. Подэтажно-камерная си-
стема разработки с искусственным
основанием камеры
щий, которым соединяют с помощью сбоек откаточный полевой
штрек с подэтажным и верхним буровыми ортами.
Сначала отрабатывают нижнюю часть камеры. В подсечном
пространстве оборудуют орт скреперования и выпускные во-
ронки. Для этого отшивают досками орт скреперования, а
остальное пространство заполняют твердеющей закладкой,
оставляя под кровлей зазор высотой 1,2 м. В затвердевшем ис-
кусственном массиве проводят выпускные воронки. Затем от
отрезного восстающего образуют взрывным методом отрезную
щель. Руду отбивают комплектами параллельных скважин,
выбуриваемых из заходок бурового орта в направлении сверху
вниз. Отбитую руду скрепером перемещают к погрузочной ка-
мере полевого штрека. После отработки нижнюю камеру запол-
няют твердеющей закладкой, оставляя под кровлей свободный
слой высотой 6 м, в котором вновь отшивают орт скреперова-
ния, затем оборудуют новое искусственное основание для верх-
ней камеры. Орт скреперования соединяют наклонным рудо-
спуском с восстающим, проведенным в смежном междукамерном
целике. В остальном технология разработки такая же, как в
нижней камере.
Камерные системы с этажной и подэтажной
отбойкой обеспечивают высокую производительность труда,
небольшие потери руды и разубоживание. Область их примене-
ния— мощные крутые и пологие залежи различной формы,
представленные устойчивыми рудами и породами. Применение
твердеющей закладки позволяет отрабатывать все запасы бло-
ка одной системой. Недостаток системы: многостадийность от-
работки, что увеличивает фронт очистной выемки и требует
большего объема подготовленных запасов.
При отработке массивных залежей месторождение делят на
этажи, панели (блоки) и продольные (междублоковые) целики.
Высота этажа около 60 м. Ширина панели равна длине каме-
ры, обычно 60 м по условию скреперной доставки. С переходом
на самоходное оборудование и вибровыпуск длину камеры
увеличивают. Ширину междублоковых целиков устанавливают
расчетом на прочность и принимают от 15 до 20 м. По границам
панелей (блоков) и в междублоковом целике проводят рудный
и полевые штреки, которые соединяют между собой ортами-
заездами через каждые 100—150 м. Панель (блок) делят на
камеры первой и второй очередей. Ширина камеры зависит от
устойчивости рудного и искусственного массивов и составляет
от 10 до 15 м. Действующие камеры разделяют двумя рудными
или искусственными целиками. Допустима отработка камер
через один искусственный целик при массе одновременно взры-
ваемого заряда до 5 т.
На участках мощностью 15—60 м камеры ориентируют
вкрест простирания. В основании блока проводят орты для
скреперования или откаточные орты с погрузочными камерами
для вибролюков или погрузочных машин. Руду отбивают в на-
правлении от центра к флангам встречным взрыванием вееров
скважин (рис. 22.34), что обеспечивает дополнительное дробле-
ние руды. Ширина камер 15 м, высота 60 м. Оси камер нижнего
этажа смещают на половину ширины верхних камер с целью
придания кровле сводчатой формы и снижения потерь руды.
Ширину камер уменьшают до 8—9 м в зависимости от устой-
чивости рудного массива. Производительность труда забойного
рабочего 5—8 м3/смену, потери руды 4—5%, разубоживание
5-6%.
Этажно-камерная система разработки с твер-
деющей закладкой, в иб р о в ы п у с ко м руды и
расположением камер вкрест простирания
приведена на рис. 22.35. Для подготовки участка проводят два
полевых откаточных штрека, соединяемых между собой погру-
зочным ортом. Для проветривания служит восстающий. Под-
этажные полевые штреки соединяют буровым ортом. Из отка-
точного орта проводят камеры для ВДПУ, траншейный орт и
отрезной восстающий. Вначале руду отбивают в направлении
Рис. 22.34. Камерная система разра-
ботки с закладкой, отбойкой из под-
этажных выработок и самоходным
оборудованием (Гайский ГОК)
Рис. 22.35. Этажно-камерная система
разработки с твердеющей закладкой,
вибровыпуском руды и расположе-
нием камер вкрест простирания:
1 — откаточный штрек; 2 — погрузочный
орт; 3 — подэтажный штрек; 4 — буровой
орт; 5 — блоковый восстающий
к висячему боку, затем к лежачему. Отбитая руда поступает в
выпускную траншею, создаваемую по мере отбойки руды,
затем с помощью ВДПУ грузится в вагоны. Потолочину не
оставляют, ее отбивают совместно с днищем вышележащего
горизонта при отработке основных запасов камеры. Отработка
этажа ведется в несколько стадий. Камеры заполняют закла-
дочным материалом с верхнего вентиляционного штрека.
Потери руды не превышают 5—7%, при таком же уровне
разубоживания протяженность подготовительно-нарезных вы-
работок 3—4 м на 1000 т руды. Производительность труда
достигает 85 т/чел.-смену, продолжительность отработки каме-
ры 7—8 мес, на закладочные работы затрачивается около
1 мес.
Камерная система разработки подэтажны-
ми штреками с комбинированной закладкой
(рудники Иртышского полиметаллического комбината). Этаж
высотой 60 м делят по простиранию на камеры первой очереди
длиной 10 или 20 м и второй очереди длиной 30 м (рис. 22.36).
Камеры первой очереди заполняют твердеющей (бетонной)
закладкой. При отработке вторичных камер отбойку, доставку
и выпуск руды выполняют, как при обычной системе подэтаж-
ных штреков, искусственный массив высотой 7—8 м возводят
только в основании камеры, а оставшееся пространство запол-
няют сыпучим материалом. Отрезную щель располагают на
расстоянии 2,5—3 м от закладочного материала. Межэтажный
целик, включающий рудный массив основания блока и потоло-
чину, отрабатывают совместно с основными запасами.
Система разработки предназначена для крутых участков
мощностью 3,5—6 м. Высота подэтажа 10—12 м, скважины диа-
метром 56 мм, глубиной 4—12 м располагают веером, линия
наибольшего сопротивления 1,1—1,2 м, расстояние между кон-
цами скважины 2—2,4 м. Одновременно взрывают 2—4 ряда
скважин с опережением верхних уступов по отношению к ниж-
ним. Аналогичная система применяется также на одном из
рудников компании «Оутокумпу Ой». Целики шириной 5 м
возводят из бетона на флангах отрабатываемого блока до на-
чала выемки основных запасов.
Этажно-камерная система разработки с тор-
цевым выпуском руды и использованием самоходного
оборудования (рис. 22.37) применяется на подземном руднике
Гайского ГОКа. Для подготовки камеры проводят буровые и
буродоставочные орты и отрезной восстающий. Отбойку руды
осуществляют скважинами диаметром 65 мм по сетке 1,4X2 м.
Целик над буродоставочным ортом разбуривают веерами сква-
жин по сетке 1X3 м. По окончании отбойки и выпуска основ-
ных камерных запасов на надортовом целике оставляют навал
руды, объем которого около 30% запасов камеры. Окончатель-
ный выпуск руды осуществляют постепенным погашением
надортового целика. Шаг погашения 2 м.
Объем подготовительных нарезных работ в днище камеры
на 1 м ее длины составляет 24 м3, выход руды с 1 м скважины
8,5 т, удельный расход ВВ 0,294 кг/т, производительность труда
забойного рабочего по системе 56 т/чел.-смену, потери руды
4,3%, разубоживание 14%.
Камерная система разработки с закладкой
и использованием очистного комплекса КОВ-25 (рис. 22.38)
применяется для отработки жильных месторождений в небла-
гоприятных горно-геологических условиях. Рудное тело (или
выемочный участок) разбивают на короткие блоки, ширина ко-
торых 25—28 м. В центре каждого блока проводят буровой
Рис. 22.36. Камерная система разработки подэтажными штреками с комби-
нированной закладкой выработанного пространства:
1 — твердеющая закладка; 2— сухая породная закладка
Рис. 22.37. Этажно-камерная система разработки с торцевым выпуском ру-
ды и использованием самоходного оборудования
Рис. 22.38. Камерная система разработки рудных тел в неустойчивых поро-
дах короткими блоками с отбойкой руды из восстающих
Таблица 22.3
Основные показатели по системам разработки
на Талиахских рудниках*
Показатели « Октябр ьский» «Комсомольский»
Сплошная слоевая с нискодя- щим по- рядком Сплошная слоевая с комбини- рованным порядком Сплошная слоевая с восходя- щим по- рядком Камерно- слоевая Камерно- целиковая
Объем применения систе- 19,9 80,1 74,7 7,4 17,9
мы, % Удельный объем подгото- 108 62,5 43,5 58,5 75
вительно-нарезных работ (ПНР), м3/1000 т Производительность флан- 160 190 160 290 120
га панели, тыс. т/год Производительность труда, т/чел.-смену: на очистных работах 19,1 21,7 37,8 37 23,3
по системе разработки 13,7 18,8 26,8 25 11,2
Потери, % 1,6 1,7 0,95 1,05 1,8
Разубоживание, % 12,7 12,6 8 10,6 19,6
* Названия систем приведены по [38]«
Таблица 22.4
Технико-экономические показатели систем разработки
Урупского месторождения
Показатели Отработка горизонталь- ными слоями с закладкой Подэтажное обрушение
Удельный объем ПНР, м3/1000 т 56,1 125,9
Производительность труда, т/чел.-смену; на очистных работах 16,2 30
по системе разработки 14,2 15,1
Потери, % 8 18
Разубоживание, % 12 21
Производительность блока, тыс. т/мес 2,5 4,5
восстающий сечением 2X2,8 м. Отработку этажа производят в
две или три очереди. Особенность варианта — совместное при-
менение проходческого комплекса КПВ-6, очистного комплек-
са КОВ-25 и подъемника вспомогательного ПВ 1000. Горнотех-
нические условия применения следующие: угол падения рудного
тела 50—90°, минимальная ширина очистного пространства при
размещении в нем комплекса 1,9 м, размеры восстающего при
размещении в нем комплекса 2,8X2 м (минимальные) и
Таблица 22.5
Технико-экономические показатели систем, применяемых при отработке
участков богатых руд под карьером на Зыряновском комбинате
Показатели Отработка горизонтальными слоями с закладкой Камерная
Отработка слоя за- ходками Отработка слоя лен- тами Сплошная выемка С мага зо- нированием и бетонной закладкой С подэтаж- ной отбой- кой и зак- ладкой по- родой
Производительность труда рабочего, м3/чел.-смену 1,32 1,8 2,5 4,45 6,5
Производительность труда рабочего на закладке, м3/чел.-смену Расход: 2,92 3 3,4 8 8,2
крепежного леса, м3/м3 0,15 0,06 0,008 0,004 0,002
ВВ, кг/м3 1 1,2 0,81 1,8 2,2
Разубоживание, % 4 7 4 1,5 3,7
Таблица 22.6
Технико-экономические показатели систем разработки,
применяемых на руднике «Оутокумпу» (Финляндия)
Показатели Камерно- столбовая Подэтажное обрушение Камерно- столбовая с твердею- щей заклад- 1 кой Отработка горизонталь- ными слоями с закладкой
Производительность тру- 15,5 17,5 26 20
да забойного рабочего по системе, т/смену Выход руды с 1 м сква- 1,65 2,05 3,85 2,3
жины, т Расход ВВ на отбойку, 0,244 0,203 1,176 0,263
кг/т Потери, % --С40 10 1,5 3—4,5
Разубоживание, % — 15 5 10
3,5X3 м (максимальные), высота этажа не более 180 м. Очи-
стной комплекс КОВ-25 приспособлен также для переезда по
нижнему горизонту аналогично комплексу КПВ-6.
22.5. ПОКАЗАТЕЛИ ПО СИСТЕМАМ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Технико-экономические показатели систем разработки с за-
кладкой выработанного пространства зависят от горно-геологи-
ческих условий и используемого оборудования. Фактические
показатели систем разработки с закладкой в сравнении с пока-
зателями других систем, применяемых в аналогичных условиях
Таблица 22.7
Сравнительные технико-экономические показатели систем
разработки мощных пологих залежей (по Ю. Г. Скорнякову)
Показатели Камерно- столбовая с оставлени- ем рудных Целиков Камерно-столбовая с твер- деющей закладкой и выемкой
двухстадий- ной СПЛОШНОЙ
Удельный объем ПНР, м3/1000 т 20—25 58—65 58—87
Производительность труда забойного 42—65 40—58 30—50
рабочего, т/чел.-смену Потери, % 19—25 5—8,6 5—8
Разубоживание, % 6—7 7—9 5—10
на некоторых отечественных и зарубежных рудниках, приведе-
ны в табл. 22.3—22.9.
Ожидаемые показатели удельного объема подготовительно-
нарезных работ и производительности труда по системам раз-
работки приведены в табл. 22.10.
22.6. СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
С ЗАКЛАДКОЙ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
Варианты этой системы определяются горно-геологическими
условиями залегания угольных пластов, назначением и спосо-
бом закладки, наличием сырьевой базы закладочного материа-
ла с соответствующими физико-механическими свойствами с
учетом экономического фактора. Их применяют при выемке за-
пасов угля под охраняемыми объектами, городами и в качест-
ве противопожарного мероприятия.
Характеристика и область применения систем разработки с
закладкой приведены ниже.
Отработка наклонными слоями с выемкой их короткими по-
лосами в восходящем порядке и гидравлической закладкой
распространена на пластах мощностью свыше 3,5 м с углами
падения до 65° (рис. 22.39). Способ отработки буровзрывной.
Система разработки с разделением на поперечно-наклонные
слои в восходящем порядке и гидравлической закладкой при-
меняется на пластах мощностью 3,5—6,5 м, а наклонные слои
такой же мощности—на более мощных пластах с углами па-
дения 55—80° (рис. 22.40). Способ отработки буровзрывной.
Разработка наклонными слоями с жесткой твердеющей заклад-
кой и выемкой их длинными столбами по простиранию с исполь-
зованием комплекса и агрегата типа АКЗ или КПКЗ (рис.
22.41) либо с выемкой их столбами по восстанию комплексом
типа КВЗ (рис. 22.42) распространена на пластах мощностью
от 3,5 до 12 м с углом падения свыше 35° в нормальных горно-
Таблица 22.8
Технико-экономические показатели рудников, отрабатывающих жильные месторождения системой разработки
горизонтальными слоями с закладкой________________________________________
Таблица 22.10
Удельный объем подготовительно-нарезных работ и производительность
труда рабочего при системах разработки с закладкой
выработанного пространства
Система разработки Объем ПНР (числитель), м3/1000 т и сменная производительность труда рабочего ио системе, т (знаменатель) при мощности рудного тела, м
5 1 '0 1 15 | 20 30 40 50
Камерно-столбовая (целиковая) 115 27 67,5 32,2 51 36,2 42,8 38,4 — — —
Этажио-камерная 200 36 103 45 70,5 51,5 54,5 55 38,4 59 30 61 25,4 62,5
Горизонтальные слои с за- кладкой Нисходящая выемка слоями с закладкой — 90 29,6 92 22 68,9 32,8 70,3 23,1 58,4 34,8 59,5 23,7 47,9 383 48,7 24,4 42,7 38,6 43,2 24,8 39,5 38,9 40 25
геологических условиях. Горизонтальные слои в нисходящем
порядке с выемкой их узкими полосами по простиранию (типа
«штрек») с твердеющей закладкой и использованием проходче-
ского оборудования типа КГЗ (рис. 22.43) применяют на пла-
стах мощностью более 3,5 м и с углами падения свыше 55° в
сложных горно-геологических условиях (тектонические наруше-
ния с амплитудой нарушения до 20 м, боковые породы до
неустойчивых включительно). Горизонтальные слои в нисходя-
щем порядке с применением механизированных комплексов
КГСЗ и жесткой твердеющей закладкой (рис. 22.44) отраба-
тывают на пластах синклинальных и антиклинальных складок,
а также пластах мощностью более 12 м с выдержанными эле-
ментами залегания.
Разработка пластов средней мощности с гидравлической за-
кладкой и выемкой угля механизированным комплексом
КМГЗ (рис. 22.45) возможна только длинными столбами по
восстанию с углами падения не более 4—10°. Нижний предел
угла падения пластов обусловлен возможностями отвода отра-
ботанной воды, а верхний — возможностью применения механи-
зированных комплексов при выемке пластов по восстанию.
Механизированный комплекс КМГЗ создан на базе серийного
комплекса КМ-87УМ и предназначен для выемки пологих пла-
стов столбами по восстанию.
Техническая характеристика комплекса КМГЗ
Вынимаемая мощность пласта, м.........................1,1—1,9
Способ передвижки..........................................Фронтальный
Шаг закладки, м.........................................1,25
Расстояние между выпусками гидросмеси, м................3,8
Тип выпусков............................................Боковой
Рис. 22.39. Система разработки на-
клонными слоями с выемкой их ко-
роткими полосами в восходящем по-
рядке и гидравлической закладкой
ЗОО-ЩОн
Рис. 22.40. Система разработки по-
перечно-наклонными слоями в вос-
ходящем порядке с гидравлической
закладкой
Рис. 22.41. Система разработки на-
клонными слоями с выемкой их
столбами по простиранию комплек-
сом типа АКЗ и жесткой твердею-
щей закладкой:
1 — полевой вентиляционный штрек; 2 —
слоевой вентиляционный штрек; 3 — угле-
спускиой скат; 4 — транспортный кверш-
лаг; 5 — полевой транспортный штрек; 6 —
вентиляционный квершлаг; 7 — слоевой
конвейерный штрек; 8 — массив твердею-
щей закладки; 9 — комплекс АКЗ; 10 —
междугоризонтная изоляционная полоса;
11 — слоевой вентиляционный штрек
Рис. 22.42. Система разработки на-
клонными слоями с выемкой их
длинными столбами по восстанию
комплексом типа КВЗ:
1 — полевой вентиляционный штрек; 2 —
междугоризонтная изоляционная полоса;
3 — полевой транспортный штрек; 4 —
транспортный промквершлаг; 5 — углеспу-
скной скат; 6 — комплекс КВЗ; 7 — венти-
ляционно-закладочный скат; 8—массив
твердеющей закладки; 9 — вентиляционный
промквершлаг
Для разработки пологих пластов тонких и средней мощ-
ности создаются механизированные комплексы для выемки
угля с закладкой выработанного пространства на базе серийных
механизированных, выпускаемых для работы с обрушением.
При выемке пологих пластов механизированными комп-
лексами наиболее перспективны схемы возведения закладоч-
Рис. 22.43. Система разработки горизонтальными слоями с выемкой их уз-
кими полосами по простиранию короткозабойным оборудованием КГЗ с ли-
той твердеющей закладкой:
/--вентиляционный штрек; 2 — вентиляционный промквершлаг; 3 — вентиляционный и
углеспуски^й скат; 4 — транспортный промквершлаг; 5 — полевой транспортный штрек;
6 — массив твердеющей закладки
Рис. 22.44. Система разработки горизонтальными слоями в нисходящем по-
рядке с жесткой твердеющей закладкой и выемкой угля механизированным
комплексом КГСЗ
пого массива с торцевым выпуском закладочного материала.
По первой схеме (рис. 22.46, а) трубопровод, который подвешен
к задним концам верхнего перекрытия крепи и который можно
перемещать в горизонтальном и вертикальном направлениях,
разделен на звенья длиной 7,5 м. Для подачи закладочного
материала осуществляют дистанционное разделение звеньев на
стыках; звено в пределах закладываемого участка передвига-
S 1 Z 3
Рис. 22.45. Система разработки длинными столбами по восстанию с гид-
равлической закладкой и выемкой угля комплексом КМГЗ:
1 — полевой откаточный штрек; 2 — вентиляционно-закладочный уклон; 3 — конвейерный
уклон; 4 — полевой вентиляционный штрек; 5 — участковый водосборник; 6 — закладка
Рис. 22.46. Схемы возведения закладочного массива пневматическим спосо-
бом
Рис. 22.47. Система разработки длин-
ными столбами по простиранию:
/ — вентиляционный групповой штрек, 2 — вен-
тиляционный штрек; 3 — откаточный группо-
вой штрек
б
ют к ограждению крепи, а из смежного выпускают закладоч-
ный материал. По второй схеме (см. рис. 22.46, б) трубопровод
состоит из звеньев длиной 6 м, между ними установлены гид-
равлически управляемые дефлекторы. Для подачи закладочного
материала дефлектор разводит смежные звенья трубопровода
на расстояние 55 см. Схемы возведения закладочного массива
с торцевым выпуском закладочного материала позволяют полу-
чить более высокий коэффициент заполнения выработанного
пространства и более плотный закладочный массив по сравне-
нию со схемами возведения закладочного массива с боковыми
выпусками. Системы разработки пологих пластов тонких и сред-
ней мощности с пневматической закладкой аналогичны систе-
мам разработки с обрушением кровли.
Исходя из перспективы развития добычи угля с закладкой,
системы разработки пологих пластов средней мощности с
гидравлической и пневматической закладкой (в ряде случаев
под ответственными охраняемыми объектами с твердеющей)
найдут применение в Карагандинском бассейне, а в Донецком
бассейне — системы разработки пологих пластов тонких и сред-
ней мощности с пневматической закладкой.
Разработка тонких и средней мощности крутых пластов по-
лучит дальнейшее развитие в Донецком и Кузнецком бассейнах.
В последнем (Прокопьевско-Киселевский район) для разработ-
ки пластов тонких и средней мощности применяют: длинные
столбы и короткие полосы по простиранию с гидравлической
закладкой, для которых характерны индивидуальная крепь и
буровзрывные работы, а также длинные столбы по восстанию
с применением механизированного комплекса КВЗ и гидравли-
ческой закладкой.
На тонких и средней мощности крутых пластах Донбасса
при выемке угля под охраняемыми объектами в качестве ос-
новной системы разработки рекомендуется столбовая—длин-
ными столбами по простиранию (рис. 22.47). На особо выбро-
соопасных пластах допускается применение столбовой системы
разработки с передачей угля через породные скаты на полевой
откаточный штрек. В случаях когда запрещается проведение
опережающих выработок в целике угля под особо сложными
инженерными объектами, подлежащими охране, может быть
применена сплошная система разработки с разрешения техни-
ческого директора производственного объединения. Возможно
применение системы разработки с большим наклоном забоя
лавы на массив угля (до 50°) и расположением выходов из
лавы в уступе-магазине или под заложенным массивом с пос-
ледующей закладкой отработанных выходов.
При отработке пластов, склонных к внезапным выбросам
угля и газа, под охраняемыми объектами возможны следующие
•схемы выемки:
узкозахватная комбайновая с механизированной, комплект-
ной и индивидуальными крепями при условии, что возведенный
закладочный массив не будет перемещаться вслед за подвига-
нием механизированной крепи;
отбойными молотками с индивидуальной крепью.
Глава 23
ОСОБЕННОСТИ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
С ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКОЙ
23.1. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Твердеющая закладка применяется, как правило, в сочета-
нии с традиционными способами вскрытия и подготовки и си-
стемами разработки месторождений в общепринятой нисходя-
щей последовательности (рис. 23.1, а). Вскрывающие выработ-
ки и инженерные сооружения на поверхности располагают на
значительном удалении от рудного тела — за зоной ожидаемого-
сдвижения подрабатываемых пород, что приводит к увеличению
длины квершлагов, сроков строительства и капиталовложений,
а также эксплуатационных расходов на рудничный транспорт,
проветривание и поддержание выработок. Общий объем допол-
нительных капиталовложений составляет 2—-6 млн. руб., эк-
сплуатационных расходов 4—10 млн. руб.
Известно, что закладочный массив с заранее назначенными
компрессионными и прочностными свойствами хотя полностью
и не исключает, но надежно снижает до допустимых Строитель-
ными нормами и правилами (СНиП) величины деформаций и
сдвижений подрабатываемых пород, земной поверхности и
охраняемых сооружений. Поэтому допускается размещать ство-
лы шахт непосредственно в зоне ожидаемого сдвижения подра-
батываемых пород, максимально приближая их к месторожде-
нию. В результате протяженность квершлагов на каждом эта-
же уменьшится на 200—400 м, а в целом по руднику — на
несколько километров. Центральные стволы шахт можно
располагать даже так, чтобы они пересекали рудоносный мас-
сив, а фланговые-—вблизи контакта с рудной залежью (рис.
23.1, б).
Схемы подготовки месторождения обычно предусматривают
размещение полевых выработок за зоной сдвижения пород.
При твердеющей закладке полевые выработки целесообразно-
располагать также в зоне возможного сдвижения пород, мак-
симально приближая их к рудному массиву.
23.2. ОПТИМИЗАЦИЯ ВЫСОТЫ ЭТАЖА ПРИ СИСТЕМАХ
С ТВЕРДЕЮЩЕЙ ЗАКЛАДКОЙ
Увеличение высоты этажа до ее оптимального значения
ведет к концентрации горных работ, росту производительности
Рис. 23.1. Система отработки крутых залежей в нисходящей (а) и восхо-
дящей (б) последовательности
труда, снижению себестоимости 1 т добытой руды. Годовой
экономический эффект при концентрации работ
Эгод=(С1-С2+0,15^)Л2, (23.1)
где Ci и С2 — себестоимость руды до и после осуществления
мероприятий по концентрации работ, руб/т; К2— сокращение
стоимости фондов, находящихся в составе капиталовложений
со знаком минус, руб.; Л2 — объем горных работ после внедре-
ния мероприятий, т.
Возможны три конкурентоспособных варианта работ каме-
рами высотой 100—150 м и более.
1. Отбитую руду перепускают на рудоприемный горизонт
по выработанному пространству. Буровые выработки в искусст-
венном массиве не восстанавливают. Сокращение стоимости
фондов
Z^,2=(P]Si — /->2S2)L9T/23t+P2S2H3T&nB, (23.2)
где Pi, Р2 и Р2 — соответственно затраты на проведение гори-
зонтальных, буровых и восстающих выработок, руб/м3; Sb S2
и 53 — соответственно площади сечения горизонтальных, буро-
вых и восстающих выработок, м2; Лэт — длина этажных выра-
боток, м; пэт — число заменяемых горизонтов; Яат—-высота
этажа, м; Дпв — число дополнительных восстающих, сооружае-
мых для передвижения людей (в том числе оборудованных
лифтами).
2. Отработку ведут в несколько стадий, что требует восста-
новления буровых выработок в искусственных массивах. В этом
случае сокращение стоимости фондов /(2 будет меньше:
Z^//2=[P]Sj — (Р2+Р/2)52]Лэт^эт> (23.3)
где Р2—затраты на проведение горизонтальных буровых вы-
работок в искусственном массиве, руб/м3.
Так как горизонтальные выработки в искусственных цели-
ках обеспечивают людям доступ в рабочие зоны на подэтажах,
то целесообразность проведения дополнительных восстающих
рассматривается для каждого конкретного рудника. При поло-
жительном решении вопроса фонды возрастают на
Д/С//2= + Л&ЯэтДПв. (23.4)
3. Если угол залегания рудного тела не позволяет перепус-
кать горную массу по выработанному пространству и выпуск
руды производится на подэтажах с последующим перепуском
на концентрационный горизонт по рудоспускам, изменение фон-
дов К2" составит
К'"2~ (Р !•$! — Р 2S2) РэтПэт P3S3H эт^Пи 4-
+ Р4У4пл+P5S5Hp, (23.5)
где Р4 и V4 — соответственно затраты на проведение выработок
для выпуска и доставки руды и их объем, руб/м3 и м2; nR — чис-
ло выработок выпуска и доставки на подэтажах; Р$ и S5 —
соответственно затраты на проведение рудоспусков и площадь
их сечения, руб/м3 и м2; — суммарная длина рудоспусков, м.
Во всех рассмотренных вариантах отпадает необходимость
в проведении околоствольных выработок. Площадь сечения и
общая протяженность квершлагов уменьшаются. Вследствие
этого сокращаются фонды на
пэт
АК2 = 2 /’кАкД5к~/’р.дУр.Лт, (23.6)
7=1
где и LK — соответственно затраты на проведение квершлага
на j-м горизонте и его длина, руб/м и м; Д5К— уменьшение
площади сечения квершлага по сравнению с проектной, м2;
Рр.д и Ур.д — соответственно затраты на возведение рудничного
двора и его объем, руб/м3 и м3.
Общее уменьшение фондов
7<2!=^ + Д7<2. (23.7)
Изменение себестоимости руды выразится в отклонениях
эксплуатационных затрат по технологическим процессам. За-
траты на отбойку руды, выпуск и доставку горной массы, про-
ветривание при увеличении высоты этажа изменяются незначи-
тельно, поэтому не учитываются.
Отработка месторождения камерами повышенной высоты
создает благоприятные условия для применения закладки с
дифференцированной по вертикали прочностью. Техническим
решением следует считать применение искусственных целиков
переменного (трапециевидного) сечения, что также ведет к
уменьшению удельного расхода вяжущего и снижению стоимо-
сти 1 м3 закладки.
Изменение прочности искусственного массива с увеличением
высоты этажа (МПа)
До=0,1р3ДЯэт, (23.8)
где рз — плотность закладки, кг/м3; ДЯЭТ— увеличение высоты
этажа по сравнению с проектной, м.
Взаимосвязь прочности закладки он с расходом цемента ?ц:
(23-9>
Следовательно, изменение затрат (руб.) на вяжущее при
увеличении высоты этажа составит
дс=(-£^у,14сц, (23-Ю)
где Сц —стоимость вяжущего с учетом транспортных расходов,
руб/т.
Увеличение высоты этажа обусловливает изменение затрат
на шахтный водоотлив, которые с учетом расхода электроэнер-
гии составят
Св = 305+15,53Q + 2,87 Н2+0,48Q Н2, (23.11)
где Q — среднегодовой приток воды, м3; Н2— глубина заложе-
ния насосной станции, м.
Если высота камеры превысит высоту ступени отработки, то
величину Н2 можно заменить на ДЯЭТ, в результате получим
изменение затрат на водоотлив
Д Св = 305+ 15,53Q + 2.87Д Яэт + 0,48QA Я3(23.12)
Понижение уровня откаточного горизонта при увеличении
высоты этажа вызовет рост эксплуатационных затрат на под-
земный транспорт руды
Д Стр = q тр711 од дяэт cig о:, (23.13)
где <7тр — удельные затраты на подземный транспорт руды,
руб/(т-км); ЛГОд — годовой объем горных работ, т; а — угол
залегания рудного тела, градус.
Существенным изменениям будут подвержены затраты на
подъем перепускаемой руды
q — q\ + q2/{A2H), (23.14)
где ^1 — удельные затраты на электроэнергию, руб/(т-м);
q2 — амортизационные отчисления от стоимости подъемной уста-
новки и расходы на обслуживание подъема, руб.
При постоянной годовой добыче шахт
с увеличением высоты этажа будут
уменьшаться лишь затраты q\. Поэтому
изменение затрат будет определяться
лишь увеличением расходов на электро-
энергию
Аб?п —^эт^зА/^этСсл,
(23.15)
где gST — удельный расход электроэнер-
гии на подъем руды, кВт-ч/(т-м); Сэл —
стоимость электроэнергии, руб/(кВт-ч).
Общее изменение эксплуатационных
расходов составит
Ci — С 2 — А СЕ + Д Стр + Д Сп — ДСЦ.
Рис. 23.2. График зави-
симости экономического
эффекта ЛЭ от высоты
этажа Нзт
(23.16)
Исследования, выполненные для Уральских рудников цвет-
ных металлов, показали, что максимальный годовой экономиче-
ский эффект достигается при высоте этажа 160 м (рис. 23.2).
Экономически целесообразно вести отработку рудных тел эта-
жами высотой до 180 м.
23.3. ОТРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ В НИСХОДЯЩЕМ
ПОРЯДКЕ
Отработка крутых месторождений в направлении сверху
вниз, т. е. последовательная отработка верхнего, затем ниже-
лежащего и последующих этажей, традиционна, применяется
повсеместно, в том числе в сочетании с твердеющей закладкой.
Редким исключением из этого правила являются отдельные
попытки выборочной выемки руды в обратном направлении из
маломощных месторождений с сыпучей закладкой. В этом слу-
чае подрабатываемые породы поддерживались многочисленны-
ми целиками, сформированными из горного массива (между-
камерными, потолочными, надштрековыми и др.), что сопровож-
далось большими потерями руды. Зона сдвижения вмещающих
пород формировалась на отработанных участках вслед за по-
нижением очистной выемки.
Выемка слоями в пределах этажа ведется как сверху вниз,
так и снизу вверх, но последовательность отработки этажей
(месторождения) при этом сохраняется нисходящей.
Разведку и вскрытие запасов руды выгоднее было начинать
с верхней части месторождения, залегающей ближе к поверх-
ности. Раньше строительство рудника выполняли для выемки
верхних, разведанных запасов, надеясь на их последующее
приращение за счет глубоких горизонтов. Это сокращало за-
траты на разведочное бурение, а также на первую очередь
строительства рудника, так как вскрывали ступень в 300—400 м
и рудник вводили в эксплуатацию, а при низких скоростях
проходки стволов шахт выгоднее небольшая высота первой
ступени вскрытия.
По мере развития техники и технологии перечисленные
преимущества утрачивали свое значение. Углубка ствола обхо-
дится гораздо дороже обычной проходки, затрудняет работу
верхней части ствола. Проведение слепого ствола требует
строительства околоствольных камер, перевалки грузов при
ступенчатом подъеме и др.
Учитывая отмеченные недостатки, а также принимая во
внимание возросшие скорости проходки вертикальных стволов
шахт (мировой рекорд 500 м/мес), полную механизацию про-
ходческих работ, становится конкурентоспособным вариант
вскрытия второй ступени новыми стволами шахт с поверхности
сразу на большую глубину, позволяющий повысить годовую
производственную мощность рудника. Именно так вскрыты
глубокие горизонты Гайского рудника. Ранее произведенные
затраты на горные работы первой ступени вскрытия не явились
препятствием в выборе нового варианта вскрытия.
23.4. ОТРАБОТКА МЕСТОРОЖДЕНИЙ В ВОСХОДЯЩЕМ
ПОРЯДКЕ
При данной технологии очистные работы ведут непосредст-
венно в зоне сдвижений и деформаций горного и искусственно-
го массивов. Все месторождение и подрабатываемый горный
массив рассматриваются как предохранительный целик. В кру-
тых мощных залежах ценных руд восходящая схема отработ-
ки позволяет изменить способ вскрытия и подготовки месторож-
дений, конструкцию систем разработки.
Для выемки руды слоями наибольший интерес представляют
два варианта системы, отличающиеся направлением очистных
работ в блоке — нисходящим под искусственной кровлен и вос-
ходящим. Слои наклонены к горизонту под углом 10°. Доставку
руды осуществляют в наиболее выгодном режиме-—под уклон.
Высота слоя 3—3,5 м позволяет вести контроль за состоянием
кровли, ширину принимают в таких же пределах по соображе-
ниям устойчивости кровли и удобства работы оборудования.
При нисходящем порядке выемку ведут тупиковыми заход-
ками. Безопасные условия работы под искусственной кровлей
достигаются путем повышения требований к технологии воз-
ведения закладки — однородности ее состава, полноты запол-
нения под кровлю, иногда используют металлическую сетку,
настилаемую на почву слоя перед подачей закладки, и т. д.
Б~Б
Рис. 23.3. Схема выемки слоев при восходящем порядке отработки месторож-
дений
Схема восходящей отработки блока включает уступную
выемку руды с последующей закладкой (рис. 23.3) и подгото-
вительные работы: проведение на основном горизонте двух
полевых штреков — транспортного и разрезного, последнего по
контакту с рудным массивом. Штреки соединяют между собой
транспортными сбойками. Очистные работы начинают с врезки
в рудную ленту, осуществляемой из полевого штрека до выхода
на проектный угол наклона. Первые ленты имеют небольшую
длину — от места врезки до флангового восстающего, предназ-
наченного для вентиляции и монтажа закладочного трубопро-
вода. По мере отработки блока ленты удлиняют до их опти-
мального значения, после чего длина остается постоянной на
весь период отработки блока. После выемки руды по всей лен-
те самоходное оборудование перемещают в разрезной штрек и
приступают к закладочным работам. На время возведения и
твердения закладочного массива в одном блоке очистные
работы выполняют в смежном блоке. В каждом подэтаже
должно быть четное число отрабатываемых блоков.
Длина блока по простиранию — расстояние от отрезной вы-
работки до противоположной границы блока — принимается
разной в зависимости от годовой добычи шахты и длины фрон-
та очистных работ. На одном подэтаже должно быть не менее
двух блоков, в этом случае длина каждого составляет полови-
ну протяженности месторождения по простиранию. Для повы-
шения концентрации работ длину блока целесообразно прини-
мать от 50 до 100 м Отрезные восстающие проводят только
на флангах месторождения. Нарезку нового блока в средней
части подэтажа выполняют путем проведения разрезной наклон-
ной выработки нормальной длины. Вентиляционный штрек
первого и последующих подэтажей создается в результате
оставления части отработанной ленты незаполненной. Эту выра-
ботку используют для нарезки очистных лент в вышележащем
подэтаже.
Для соблюдения параллельности между поверхностью за-
кладки и кровлей целесообразно использовать смесь с мелко-
зернистым заполнителем, не допускать перерасхода воды или
для закладки делить слой перемычками на участки длиной
20—40 м. Рудоспуски наращивают в закладочном массиве
через каждые 50 м по простиранию, используя их для отработки
всех подэтажей данного основного горизонта.
Сообщение между подэтажами и основными горизонтами
осуществляется по ступенчатому наклонному стволу, который
оборудуют в середине месторождения. Для этой цели можно
использовать также рабочие ленты очистных забоев. Число лент
в сечении месторождения зависит от его мощности. В первую
очередь отрабатывают слой, граничащий со слабыми породами,
затем под защитой бокового закладочного массива приступают
к выемке очередного слоя с некоторым отставанием по верти-
кали от верхней рабочей ленты.
Если мощность рудной залежи меньше необходимой ширины
ленты, то применяют раздельную выемку руды с отбойкой поро-
ды в закладку, причем породный уступ взрывают одновременно
по всей ленте, а отбитую породу заливают сверху вяжущим
раствором для превращения его в монолит.
При камерной системе отработка месторождения в восхо-
дящей последовательности характеризуется тем, что основание
камеры размещают на закладочном массиве нижележащей
отработанной камеры (рис. 23.4). Потолочиной служит горный
массив, а не твердеющая закладка, что повышает устойчивость
камер. Наличие искусственного массива под отрабатываемой
камерой, в отличие от применяемого верхнего его расположе-
ния, позволяет смягчить требования к прочностным свойствам
закладки, степени ее однородности. В этом случае исключается
возможность крупных вывалов и самообрушения закладки в
очистное пространство из его кровли.
Схема восходящей отработки месторождения позволяет бо-
лее эффективно использовать для закладки попутно добывае-
мую отвальную породу, которую целесообразно сбрасывать
непосредственно в выработанное пространство. Затем в камерах
первой очереди она подлежит твердению, например, инъекцион-
ным способом, а в камерах последней очереди оставляется в
обычном виде, в них только верхняя часть заполняется твердею-
щей смесью для создания рабочей основы верхней камеры.
Освоение комбинированной закладки позволяет сократить
встречные грузопотоки отвальной породы и заполнителя.
Рис. 23.4. Камерная система отработки
месторождения в восходящей последо-
вательности
Рис. 23.5. Схема отработки месторож-
дения камерной системой в восходя-
щей последовательности:
I — камеры первой очереди; 1 — наклонная вы-
работка
Известно, что подсечка камеры воронками отличается высо-
кой трудоемкостью, имеет большой объем (2—3 тыс. м3), на ее
выполнение затрачивается 5—7 мес. Увеличение высоты камеры,
например, вдвое приведет к уменьшению отрицательного воз-
действия перечисленных факторов, но вызовет дополнительные
расходы на переподъем руды (см. разд. 23.2).
В практике рудников высота камер достигает на ЗЖРК
140 м, руднике «Элен» (Канада)—200 м, руднике «Даннемо-
ра» (Швеция)—250 м при длине до 180 м, руднике «Мельбер-
гет» (Швеция)—200 м, руднике «Рауль» (ФРГ)—450 м,
причем закладку ведут ступенями высотой до 250 м, «Маунт-
Айза» (Австралия) — от 130 до 245 м.
Общая схема отработки месторождения камерной системой
в восходящей последовательности (рис. 23.5) включает вскры-
тие его квершлагами только на основных горизонтах, которые
создают в зависимости от принятой высоты этажа через каж-
дые 100—400 м. Этаж по вертикали делят на подэтаж — буро-
вые горизонты, оборудуемые через каждые 25—50 м по условию
бурения взрывных скважин односторонним или круговым вее-
ром. При падении с большой высоты руда дополнительно дро-
бится. По простиранию этаж делят на камеры первой очереди
длиной 20 м и камеры второй очереди длиной около 50 м, при-
чем последнюю величину уточняют опытным путем, она зависит
от степени устойчивости пород висячего бока. Первичные
камеры заполняют сплошной твердеющей закладкой, после ее
схватывания (через 10—15 сут) в искусственном массиве вновь
проводят буровые выработки с целью обеспечения доступа к
запасам камер второй очереди и восстановления вентиляции.
Вторичные камеры отрабатывают последовательно, заполняют
сыпучей смесью, кроме защитного слоя надштрекового целика
и верхней части камеры, с целью обеспечения условий для на-
резки очередной верхней камеры. В результате расход твердею-
щей закладки в расчете на 1 м3 извлекаемой руды сокращается
на 50—60%. Для проветривания буровых горизонтов используют
восстающие. Горно-подготовительные работы состоят из про-
ведения на основном горизонте двух полевых штреков в поро-
дах лежачего бока, один из них служит для транспортных
целей, другой — для погрузки руды в вагоны. Людей, материа-
лы и оборудование перевозят на буровые горизонты по одному
или двум уклонам, проведенным в породах лежачего бока,
соединенных сбойками с подэтажными выработками.
23.5. ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНОСТЬ ОТРАБОТКИ КАМЕРНЫХ ЗАПАСОВ
При выборе оптимальной очередности выемки камер учиты-
вают, что закладочная смесь твердеет медленно, поэтому для
более полного использования ее вяжущих свойств нормативный
срок формирования искусственного массива с 28 сут, принятый
для бетона, увеличивают до 3—6 мес. Применяют двух-, трех-
и многостадийную выемку. На крутых залежах мощностью до
10—20 м, когда камеры располагают по простиранию, отработ-
ку ведут в две стадии — смежные первичные камеры разделяют
камерой второй очереди. Если используют комбинированную
закладку, то сокращают длину первичных камер.
Искусственные целики по высоте размещают в шахматном
или линейном порядке. Камеры первой очереди можно отра-
батывать в любой последовательности, в том числе вести до-
бычу руды одновременно в двух близлежащих камерах.
Под охраняемой территорией применяют только сплошную
твердеющую закладку.
Крутые залежи мощностью свыше 15-—20 м отрабатывают
камерами вкрест простирания. После выемки камер первой
очереди, которую ведут также через один рудный целик с твер-
деющей закладкой, последующую отработку ведут так, чтобы
разделительный массив между действующими камерами состо-
ял не менее чем из двух искусственных целиков в целях обес-
печения их устойчивости взрывному нагружению. Поэтому
междукамерные целики отрабатывают в две стадии, сначала
камеры второй очереди, затем камеры третьей очереди. Име-
ется опыт отработки двух смежных вторичных камер через один
искусственный целик шириной 15 м. Такая последовательность
обеспечивает повышение концентрации горных работ, но при
этом требуется более качественное возведение искусственного
массива, которое достигается путем улучшения точности дози-
рования исходных материалов.
При двухрядном и многорядном расположении камер (рис.
23.6) возникают еще две последующие стадии — отработка
панельного целика, которую также ведут камерами, извлекае-
мыми через один междукамерный целик (камеры четвертой и
пятой очередей).
Схема восходящей отработки месторождения отличается
иной последовательностью выемки запасов камер (рис. 23.7).
В первую стадию отрабатывают камеры через один целик в
пределах всего нижнего слоя, затем аналогичным образом
извлекают запасы из вышележащего, второго этажа, распола-
гая камеры в одной вертикальной плоскости с камерами ниж-
него этажа. Сопряжение камер выполняют диагональным спо-
собом. Закладочный массив служит основанием (днищем) верх-
ней камеры.
Третья стадия — выемка междукамерных целиков нижнего
этажа, но не сплошная, а лишь через один, чтобы расстояние
между действующими камерами было не менее двойной шири-
ны междукамерного целика. В следующую стадию извлекают
оставшиеся рудные целики, затем в две последующие стадии
отрабатывают междукамерные целики вышележащего этажа.
В заключение извлекают в два приема продольный (междубло-
ковый или панельный) целик нижнего этажа, затем вышележа-
щего. Оставшиеся запасы в основании блоков нижнего этажа
отрабатывают другой системой.
Несмотря на большое число стадий, эта схема размещения
действующих камер имеет много преимуществ. Главное из
них — возможность снизить требования к прочности и однород-
ности закладочного массива, уменьшить стоимость закладочных
работ, подавать в закладку всю шахтную породу без выдачи
ее на поверхность и дополнительного дробления, сократить уро-
вень разубоживания закладочным материалом, исключить
самообрушение закладки.
Недостаток этой схемы — необходимость повторного прове-
дения некоторых нарезных выработок, причем по закладочному
массиву.
A A
Рис. 23.6. Последовательность
извлечения камер (/—5), рас-
положенных вкрест простира-
ния
Рпс. 23.7. Восходящая схема
выемки мощных залежей ка-
мерной системой:
а — 1-я стадия; б—2-я стадия; в —
3—6-я стадии; 1—6— последователь-
ность отработки камер
23.6. ПОСЛЕДОВАТЕЛЬНОСТЬ ОТРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИИ
ПРИ СЛОЕВОЙ ВЫЕМКЕ
Крутые залежи мощностью до 3—4 м отрабатывают слоя-
ми высотой 2,5—3 м последовательно в восходящем или нис-
ходящем порядке. Слои располагают горизонтально или под
углом 15°, равном углу растекания закладочной смеси. Для
обеспечения параллельности между поверхностями закладочно-
го и рудного массивов применяют секционный способ закладки
или подают смесь с дифференцированной консистенцией, так
как обычная смесь из-за расслоения имеет переменный угол
растекания.
Мощные месторождения при послойной системе отрабаты-
вают в две стадии (рис. 23.8) как в нисходящем, так и в восхо-
Рис. 23.8. Последовательность слоевой разработки мощных залежей
а и б — восходящий порядок; в — нисходящий порядок
дящем порядке. Выемочный слой делят на заходки первой и
второй очередей, располагая их через одну. После извлечения
заходок первой очереди аналогичным способом отрабатывают
оставшиеся между ними рудные целики. По вертикали заходки
располагают при работе под искусственным массивом в одной
плоскости или смещают на половину их ширины.
Г л а в а 24
технико-экономическая оценка и область
ПРИМЕНЕНИЯ ЗАКЛАДКИ
24.1. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ РАБОТЫ
РУДНИКОВ ПРИ ПРИМЕНЕНИИ ЗАКЛАДКИ
Достигнутые технико-экономические показатели отечествен-
ных рудников цветной металлургии приведены в табл. 24.1 и
24.2.
Переход на систему разработки с закладкой, если он не
вызван ухудшением горнотехнических условий, должен быть
оправдан улучшением технико-экономических показателей ра-
боты не только добывающего предприятия, но и ряда с ним
смежных по отрасли предприятий за счет повышения извлече-
ния балансовых запасов месторождений, улучшения качества
выдаваемой продукции, сохранения земельных угодий, склади-
рования отходов производства в выработанном пространстве
и др.
Однако применение закладки вызывает увеличение затрат
на добычу руды. Стоимость возведения твердеющей закладки
должна быть компенсирована в общем случае снижением убыт-
ков от потерь руды, разубоживания, недополучения металла в
результате разубоживания, складирования отходов в хвостохра-
нилищах, отторжения земельных угодий, а также снижением
£3 Таблица 24.1
Опыт применения твердеющей закладки на рудниках
Комби дат, рудник Факторы, обусловившие применение закладки Состав закладки Произвол комп м3/ч стельность лекса тыс. М®/ГОД Характеристика транспортирования смеси: диаметр тру- бопровода (мм); соотношение ^вер • ^тор Стоимость закладки, руб/м3
Джезказганский горно- металлургический ком- бинат, шахта № 57 Лениногорский полиме- таллический комбинат: Риддерский рудник рудник им. 40-летия ВЛКСМ Тишинский рудник Текелийский свинцовэ- цинковый комбинат, Те- келийскнй рудник Жескентский ГОК, Ор- ловский рудник Совместная отработка, выемка богатых руд Отработка охранного целика То же Совместная отработка Повышение извлечения руды, самовозгорание РУД То же Ц — 250; X — 1260; В—440 Ц — 180—200, X — 1200; В—500 То же Ц — 200—250; X- 1400; В — 450 Ц —230; Щ- 1,1; В—450 Ц —250; П — 1350; В —400 90 70 60 80—200 200 100 300 350 150 200—250 300 100 200; 1:4,5 139; 1 5 139; 1 4 139; 1:4 174; 1:4 145; 1:3 10 9 7,62 11,3 12,5
Иртышский полиметал- лический комбинат: Иртышский Белоусовский Новоберезовский Зыряновский свинцовый комбинат, рудник нм. XXII партсъезда Запорожский железо- рудный комбинат Рудоуправление им Ко- минтерна, шахта «Заря Октябрьская» w Примечание. Ц — Совместная отработка, повышение извлечения То же —»— Выемка охранных цели- ков, сложность горно- геологических условий Сложные горно-геологи- ческие условия Отработка охранных це- ликов, повышение извле- чения темент, кг; X — хвосты, кг; Ц — 250; 3—1300; В — 450—500 То же —»— Ц —200; 3- 1300; В —550 Ц— 50; Г - 400; П — 1350; В —450 Г —400—480; П —1480; В —400 В — вода, л; Щ — ще 50 50 40 30 200 120 5ень, м’; П 35 85 40 80 900 500 — песок, 139; 1:3 139; 1:6 139; 1:5 220; 1:3 325; 1:4 219 <г; 3 — заполнитель, 12,8 7,2 13 7,5 1,2 8,4 кг; Г—-гран
05 шлак, кг.
StJ Таблица 24.2
Технико-экономические показатели применения закладки на рудниках цветной металлургии (по данным С. В. Макарова,
В. А. Звекова)
Комбинат, руд- ник Доля систе- мы с заклад- кой, % Система разра- ботки Тип закладки Показатели по системе Показатели работы закла- дочных комплексов
Производи- тельность труда рабо- чего по бло- ку, т/смену Потери, % Разубожи- вание, % Фактичес- кий предел прочности закладки, МПа Производи- тельность, м3/ч Производи- тельность труда ра- бочего , м3/смену Стои- мость заклад- ки, руб/м3
Гайский ГОК им. Ленинского комсомола, Гайскнй руд- ник Текелийский СЦК им. 50-летня Ок- тябрьской Ре- волюции, Те- келнйский руд- ник Красноураль- ский медепла- вильный ком- бинат им. Сер- го Орджони- кидзе, Красно- гвардейский рудник Лениногорский ПМК: Тишинский 100 97 30 72 Этажно-камер- ная с заклад- кой и примене- нием самоход- ного оборудо- вания Этажно-камер- ная Этажно-камер- ная с заклад- кой, слоевая с закладкой Подэтажно-ка- мерная Твердею- щая Твердею- щая, гид- равлическая Твердею- щая Твердею- щая, гид- равлическая Твердею- щая, гид- равлическая Твердею- щая, гид- равлическая То же Твердею- щая Гидрав- лическая Твердею- щая Породная Твердею- щая Твердею- щая То же 48—52 25 14 28,3 19,7 23,2 24,1 14,7 9—10 16 11,9 14,9 39,2 12,32 4,5 4 3—5 5-6 4,1 5-6 3,5 5—7 4—7 5 1,2—3,6 1,6—3,5 1,1 0,5 14 10,4 11,9 10—14 3-3,5 2,3—7,8 4,2—5,6 12 80 <175 20 60; 120 7 18,6 9,1 5,35; 9,28 7,3 7,2 8,3 9,1 14 7,4 10,3 3,67 7,02 3,76 7,62
Риддерский Зыряновский свинцовый комбинат: Зырянов ский им. XXII партсъезда Иртышский ПМК им. 50-летия Ка- захской ССР: Иртыш- ский Березов- ский Белоусов - ский Дегтярский рудник Норильский им. А. П. Завеня- гина: «Маяк» Комсо- мольский Октябрь- ский сл 99 22 10 31 49 100 100 100 Камерная с до- ставкой силой взрыва, этаж- но-камерная Этажно-камер- ная То же Подэтажные штреки, этаж- но-камерная Горизонталь- ные слои Этажно-камер- ная Подэтажные штреки Камерно-цели- ковая, сплош- ная камерная Камерно- столбовая, го- ризонтальные слои Горизонталь- ные слои 6 19,8 11,8 18,2 8—10 5 16,8 10,8—16 7 6,3 5—6 4—5 4,6—9,6 3—5 4,1 2,5 6—10 3,5—8 3,5-8 30 120 50 30 70 50 120 9 8,06 7,5 10,5 1,79 6,54 1,94 24 24,86 26,07
Продолжение табл. 24.2
РУД1
затрат на поддержание выработок и обрушение налегающих
пород при применении систем разработок с обрушением руды
и вмещающих пород.
24.2. СЕБЕСТОИМОСТЬ ЗАКЛАДКИ
Себестоимость закладки складывается из основной и допол-
нительной заработной платы, начислений на нее, затрат на ох-
рану труда, материалы, энергетических расходов и амортизаци-
онных отчислений от стоимости оборудования для приготовления
и транспортирования закладки. Доля статей затрат зависит от
производительности закладочного комплекса и расхода вяжу-
щих, определяющего нормативную прочность искусственного
массива. В табл. 24.3 приведена относительная структура себе-
стоимости закладки на основе доменных гранулированных
шлаков.
Таблица 24.3
Относительная структура себестоимости твердеющей закладки, %
Производи- тельность Основная и дополни- Начисления Охрана Материалы Энергети- Цеховые Амортиза- ция основ-
комплекса, тельная за- на заработ- труда ческие рас- расходы ных фон-
м3/ч работная плата иую плату ХОДЫ ДОВ
Состав 1: шлак 380; цемент 20; песок 1200; вода 360 (кг/м3)
24,8 20,1 1,588 0,295 62 1,722 5,712 8,58
47,6 12,1 0,957 0,271 70,23 6,56 3,996 5,99
95,2 6,38 0,583 0,165 80,43 5,34 2,78 3,317
143 5,54 0,358 0,124 84,78 3,507 2,37 3,238
190,5 4,52 0,358 0,101 87,302 1,92 3,17 3,07
286 3,79 0,3 0,085 87,448 3,62 2,167 2,59
Состав 2: шлак 360; цемент 40; песок 1200; вода 360 (кг/м3)
24,8 19,24 1,52 0,28 64,89 1,656 4,24 8,163
47,6 11,54 0,91 0,258 72,52 6,279 2,89 5,61
95,2 6,94 0,547 0,254 81,79 5,062 2,02 3,56
143 5,08 0,408 0,116 85,95 3,31 1,95 3,07
190,5 4,27 0,34 0,095 89,16 1,29 1,88 2,945
286 3,55 0,28 0,079 88,5 3,42 1,62 2,51
Состав 3: шлак 320; цемент 8( 7; песок 1200; вода 380 (кг/м3)
24,8 18,59 1,07 0,27 66,75 1,54 4,83 6,92
47,6 10,72 0,85 0,239 77,7 5,79 3,7 5,31
95,2 6,38 0,5 0,14 82,3 4,59 2,7 3,34
145 4,8 0,377 0,107 87 3 2,08 2,62
190,5 3,92 0,31 0,088 89,16 1,63 1,87 2,6
286 3,26 0,26 0,073 89,28 3,24 1,79 2,29
Состав 4: шлак 400; хвосты 1180; вода 400 (кг/л0)
18 10,28 0,81 —. 56,74 2,62 21,52 8,045
24,8 10,16 0,79 — 65,33 2,45 13,31 7,962
43 25,3 1,69 — 58,53 4,23 5,39 4,86
Наибольшая доля затрат приходится на материалы (вяжу-
щее, активизатор, заполнитель, вода) и составляет 57—89%,
причем эта величина возрастает с увеличением производитель-
ности комплекса.
В качестве заполнителя в большинстве случаев используют
песок, причем стоимость его относительно невелика и изменя-
ется от 1,26 руб. на Гайском подземном руднике до 2,37—
2,66 руб/м3 на рудниках Алтая. Стоимость песков, получаемых
в результате сгущения пульпы, по данным К. А. Разумова,
составляет 0,5—0,6 руб/м3.
Вяжущее и активизатор оказывают наибольшее влияние на
себестоимость закладки. Основную долю в статье затрат «Ма-
териалы» составляет цемент, так как стоимость его по сравне-
нию с применяемыми в качестве вяжущего гранулированны-
ми шлаками и золошлаками выше. Например, стоимость домен-
ных гранулированных шлаков с учетом транспортных и погру-
зочно-разгрузочных расходов для рудников Урала 2,09—
2,6руб/т, золошлаков для рудников Алтая и Сибири — 4 руб/т,
а стоимость цемента 17—19,6 руб/т.
В статью «Материалы» необходимо вводить энергетические
расходы на подготовку вяжущего. Исходя из этого, материаль-
но-энергетические затраты составят:
для цементной закладки
См.ц= 1,2+0,0119ц; (24.1)
для шлакоцементной
Си.ШЛ;=Я1+0,01?ц, (24.2)
где qv — расход цемента на 1 м3 смеси, кг; а\— эмпирический
коэффициент, ai=l,9—2,2 для гранулированных шлаков, ai=
= 1,29 для отвальных шлаков.
На основную и дополнительную заработную плату прихо-
дится от 3 до 20% всех затрат:
С3.п = 38,94Р-°>836, (24 3)
где Р — производительность закладочного комплекса, тыс.
м3/год.
Энергетические затраты представлены при пневмотранспор-
те в основном затратами на сжатый воздух (90%). С увеличе-
нием производительности комплекса удельный расход сжатого
воздуха растет сначала резко, затем медленно:
Сэк = а2Р+Ь, (24 4)
где а2 и Ъ — эмпирические коэффициенты (табл. 24.4).
Заработная плата, начисления на нее и амортизация основ-
ных фондов определяются по формулам:
Т а б л и ц а 24.4
Коэффициенты а2 и Ь
Производительность комп- лекса, тыс. м3/год а2 ь
130—250 —0,087 0,001100
250—1000 0,237 —0,000198
1000—1500 —0,034 0,000078
для цементной закладки
2 Зц = 34,84Р-°'63,
для шлакоцементной
2 3ШЛ = 63,57Р-О>63.
(24.5)
(24.6)
Полная себестоимость 1 м3 закладки составит (руб.):
для цементной
С-34,84Р~0’63+а2Р+6+ 1,2+0,11^; (24.7)
для шлакоцементной
С=63,57Р-° 63+а2Р + b+а + 0,01 да. (24.8)
Фактическая себестоимость закладки на действующих руд-
никах изменяется в широких пределах (см. табл. 24.1 и 24.2).
Обработка фактических данных по различным рудникам
позволила вывести зависимость прогнозирования стоимости за-
кладки:
для цементной
С3 = 0,0173<7ц+4,35; (24.9)
для золошлаковой
С3=0,015^+4,8. (24.10)
24.3. МЕТОДИКА ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКИ И ОБЛАСТЬ
ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ С ЗАКЛАДКОЙ
ДЛЯ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Критерием оценки, по проф. В. А. Шестакову, является при-
быль (или дифференциальная горная рента У?) с единицы пога-
шения запасов
ЛР=Ц„ — С, (24.11)
где Ди — ценность конечной продукции, извлекаемой из 1 т
погашаемых балансовых запасов, руб.; С — себестоимость до-
бытой руды, затраты на транспортирование и переработку 1 т
руды, отнесенные к единице балансовых запасов, руб.
Одновременно учитывают комплексность использования за-
пасов, плату за фонды, фактор времени, ущерб от потерь земли
и др. Тогда критерий экономической оценки
= (4д-Сд-<У3-ЛфИв, (24.12)
где П и Р — потери руды и разубоживание, доли единицы;
Дд — извлекаемая ценность добываемой руды, руб/т; Сд —
затраты на производство конечной продукции в расчете на 1 т
добываемой руды, руб.; У3— ущерб от потерь земли и других
природных ресурсов, руб/т; 77$ — плата за производственные
фонды (6% от их величины), руб/т; 7(в— коэффициент, учиты-
вающий время отработки месторождений, доли единицы;
е— норматив приведения равновременных затрат, е=0,08;
t — срок отработки месторождения, лет.
Извлекаемая ценность зависит от содержания, ценности и
уровня извлечения комплекса металлов, изменения показателя
извлечения от качества руды. Суммарная ценность учитывает
ценность вторичных материалов отходов производства, которые
являются строительными материалами или заполнителем в за-
кладке.
Ценность продукции, получаемой из руд цветных металлов,
п т
Ця = ^ 0,01ап(1 -Р) +2 0,01«с(1 -Р) есцс + /ОГхв^хв.
1 1
(24.14)
где ап и ас— содержание основных и сопутствующих металлов
в балансовых рудах, %; еп и 8С— извлечение основных и сопут-
ствующих металлов в концентрат, доли единицы; Цс и
Цхв — отпускная цена соответственно основных, сопутствующих
металлов в концентрате и цена хвостов обогащения, руб/т;
— коэффициент использования хвостов обогащения, доли
единицы; “ухв— выход хвостов обогащения, доли единицы.
Если концентрат реализуют при определенном содержании
металла, то ценность рассчитывают по оптовым ценам с приве-
дением к содержанию по техническим условиям
я „ т
Ця=2 ап (1 - Р) Цп+s «с (1 - Р) -g- Цс+Клв Дхв.
(24.14')
где рт — содержание металла в концентрате по техническим
условиям, %.
Для рудников черной металлургии извлекаемая ценность
при реализации концентрата
Цц = 1к[Дк+А/С(рк — Рт) ] + 7щДщ+К'п1хвДхВ (24.15)
где 7к — выход концентрата, доли единицы; Цк — отпускная
цена концентрата при содержании металла по техническим
условиям рт, руб/т; ДД — доплата (штраф) за каждый процент
отклонения содержания металла в концентрате рк от содержа-
ния по техническим условиям рт, руб.; — выход хвостов су-
хой магнитной сепарации (щебня), доли единицы; Цщ — отпуск-
ная цена щебня, руб/т.
При реализации агломерата формула аналогична. Выход
агломерата уа=1,05 -/K, а содержание железа в нем ра=0,95рк.
На технико-экономические показатели обогащения влияют
минеральный состав, технология обогащения, содержание ме-
талла и др. Технология обогащения допускает колебания со-
держания металла в руде до 20%. Для сухой и мокрой магнит-
ной сепарации показатели извлечения:
ук=0,0186а —0,18; (24.16)
рк = 59,23+0)071а; (24.17)
7т =1,06+0,025а. (24.18)
Для руд цветных металлов (по данным А. М. Сиразутдино-
ва) извлечение меди в концентрат из медных руд (%)
8К = “ IO*3 10,142а+12 ' (24.19)
Извлечение в концентрат свинца из полиметаллической руды (%):
8 — • ЕЕ 10 s; 10,9а+ 0,725 ’ (24.20)
цинка
в = - - 10а; 10,7а + 1 ’ (24.21)
меди
8 — 2 Ю“3. 11,7а + 0,356 (24.22)
Затраты на производство конечной продукции (с учетом
обезвоживания хвостов обогащения) в расчете на 1 т добывае-
мой руды
сд = (А, + А2 + Ав+Л4)+А, + Ав + А7 + Л8 + А„ (24.23)
здесь соответственно затраты (руб.) на: разведку месторожде-
ния (А); проектирование, строительство рудника, приобрете-
ние машин и оборудования, ремонт (А2); подготовительно-
нарезные работы и отбойку руды (А3); закладку (А4); выпуск,
погрузку и доставку (As); подземный транспорт, подъем и под-
земное дробление и перевозку на фабрику (А6); переработку
руды (А7); обезвоживание хвостов (А8); общерудничные затра-
ты (А9).
В общем виде при разработке мощных рудных залежей,
когда возможно применение технологии разработки с твердею-
щей закладкой или с массовым обрушением руды и вмещаю-
щих пород, большинство затрат не зависят от применяемой
системы разработки. Суммарные затраты будут изменяться
лишь за счет расходов на закладочные работы и в меньшей
степени от объема подготовительно-нарезных работ. Исходя из
этого, данные расходы будут определять, в конечном счете, об-
ласть применения технологии с закладкой. При ее установле-
нии можно выделить три традиционных случая.
1. Когда теоретически возможно применение систем с твер-
деющей закладкой, а практически нецелесообразность их
применения ясна без экономического обоснования: участки ме-
сторождения, этажи или залежи, имеющие вокруг себя обру-
шенные зоны; отработка бедных руд различных металлов;
отработка тонких бедных жил и др.
2. Когда горно-геологические и горнотехнические условия
разработки диктуют применение только этой технологии, на-
пример, при отработке слабых руд и вмещающих пород, когда
возможно лишь применение систем разработки с твердеющей
закладкой в нисходящем порядке. Кроме того, в случае если
необходимо сохранить поверхность и различные сооружения
на ней, если близко расположены реки и водоемы, борта карье-
ра, водоносные горизонты налегающих пород, если добывают
бедные руды и др. Правда, в отдельных случаях обеспечения
сохранности различных объектов можно достичь оставлением
регулярных целиков в выработанном пространстве. Однако
практика показывает, что по мере увеличения отработанных
площадей месторождения наблюдается разрушение целиков и
внезапное обрушение кровли. Поэтому основным мероприятием,
полностью гарантирующим сохранность различных объектов
от обрушения, может быть только твердеющая закладка.
3. Когда возможно применение нескольких конкурентоспо-
собных систем разработки и необходимо оценить их экономи-
чески. Этот случай наиболее распространенный. Он относится,
в основном, к мощным пологим, наклонным и крутым залежам
руд различной крепости и ценности. В таких случаях, как по-
казывает отечественная и зарубежная практика отработки
месторождений, применяют различные варианты с обрушением
руды и вмещающих пород (этажное и подэтажное обрушение,
камерные с этажной и подэтажной отбойкой и др.) и варианты
>) Z Ц t 2 V 6 В
Рис. 24.1. Графики зависимости гра-
ничного содержания металла в ис-
ходной руде С от стоимости 1 м3
закладки С3 для железной руды (а)
и руд цветных металлов (6) (услов-
ное содержание):
/ — цинк; 2 — свинец; 3 — медь
с естественным поддержанием
выработанного пространства
(камерно-столбовые, сплош-
ные и др.). К основным недо-
статкам этих систем разработ-
ки относятся значительные
потери и разубоживание руды.
Их можно принимать в преде-
лах 15%.
Применение твердеющей
закладки позволит снизить по-
тери и разубоживание до 5%,
повысить качество выдаваемой
продукции и реализуемую
ценность из 1 т рудной массы.
Необходимо учитывать, что
качество и реализуемая цен-
ность растут с увеличением со-
держания полезных компонен-
тов в балансовой руде, а за-
траты на закладку выработан-
ного пространства остаются постоянными. За счет этого прибыль,
отнесенная к 1 т балансовых запасов, возрастает неодинаково
по мере увеличения содержания полезных компонентов при
системах разработки с различными показателями потерь и ра-
зубоживания руды.
Расчеты показывают, что та или иная конкурирующая тех-
нология экономически целесообразна при определенном содер-
жании полезных компонентов в руде. Например, при стоимости
закладки 4 руб/м3 система разработки с твердеющей закладкой
экономически целесообразна при содержании в исходной руде
(%, более): железа 37—38, меди (условной) —1,7, свинца (ус-
ловного) — 2 и цинка (условного) — 3.
Граничное же содержание металла в исходной руде для
перехода на технологию с твердеющей закладкой непостоянно
и зависит от расходов на закладку выработанного пространст-
ва (рис. 24.1). Из графика видно, что с увеличением затрат на
закладку граничное содержание металла для перехода к
закладке возрастает. Верхняя часть от прямых на графике
показывает область применения технологии отработки с твер-
деющей закладкой в зависимости от содержания металла в
руде.
Эффективность системы по затратам на 1 руб. извлекаемой
ценности приведена в работе [10]. Расчеты показали, что
для рудников Норильского ГМК до глубины 1000 м и более
система экономически выгодна и единственно перспективна
(табл. 24.5).
Таблица 24.5
Сравнительная оценка систем разработки по Норильскому ГМК
Показатели Система разработки
Блоковое обрушение с посадкой кровли Камерно- целиковая с заклад- кой Послойная комбиниро- ванная с закладкой Вертикаль- ные при- резки Забой-лава (проект)
Объем подготовительных и нарезных работ, м3/100 м3 104,5 180 196,6 192 63
Расход ВВ, кг/м3 2,28 1,85 1,70 1,81 0,12
Расход материалов, руб/м3 2 3 1,6 1,7 2,1
Потерн, % 17 4,3 3 3,4 3
Разубоживание, % 19 10,2 6 8 5
Себестоимость 1 т руды, руб. 2,23 6,65 4,26 5,98 4,14
В том числе по закладке, руб. 0 3,8 2,72 3,17 2,31
Сменная производитель- ность рабочего, м3 9,5 4,5 Н,7 9,3 2,9
Затраты на 1 руб. извле- каемой ценности руды, коп. 8,2 5,1 3,1 3,7 2,6
Пример расчета эффективности отработки охранных цели-
ков промышленной площадки шахты «Магнетитовая» на Ниж-
не-Тагильском металлургическом комбинате. Месторождение
представлено магнетитовыми, скарново-магнетитовыми, марти-
товыми, полумартитовыми и другими рудами. Рудные тела
имеют мощность от 8 до 100 м и более. Среднее содержание
железа 34,6%. Общие запасы составляют свыше 100 млн. т, из
них в охранных целиках Высокогорского механического завода
и промплощадки шахты находится 45,24 млн. т, т. е. 38,24%.
В зону охранных целиков промплощадки шахты «Магнети-
товая» попадает 15 зданий, сооружений и коммуникаций общей
стоимостью 656,4 тыс. руб. Подрабатываемая территория пром-
площадки относится к первой категории охраны, т. е. деформа-
ции земной поверхности под ними не должны превышать допу-
стимых пределов.
В настоящее время отработка запасов шахты «Магнетито-
вая» осуществляется системой принудительного блокового об-
рушения на компенсационные камеры с взрыванием на зажи-
мающую среду. Эту технологию нельзя принимать при отработке
целика без сноса охраняемых объектов.
В связи с этим извлечение руды из охранного целика пром-
площадки с соблюдением требований сохранности подрабаты-
ваемой территории или переноса охраняемых объектов можно
произвести по следующим технологическим схемам:
Таблица 24.6
Технико-экономические показатели по вариантам
отработки охранного целика
Показатели Вариант
1 1 2 3
Содержание железа в добытой ру- де, % 31,7 33,2 27,3
Средневзвешенные потерн, % Средневзвешенное разубоживание, % 5 52,5 18
7 2,5 20
Сумма затрат на производство ко- нечной продукции, руб/т 6,06 6,13 4,64
Извлекаемая ценность из 1 т руд- ной массы, руб. 10,96 11,5 9,38
Плата за производственные фонды, отнесенная к 1 т балансовых запа- сов, руб. Прибыль в расчете на 1 т погашае- мых балансовых запасов, руб. 0,54 0,48 0,5
5,45 —0,37 5,04
1) с отработкой охранного целика системой с закладкой без
оставления рудного целика между искусственным массивом и
обрушенными породами;
2) с оставлением постоянных междукамерных целиков;
3) с переносом охраняемых объектов и отработкой целика
системами с обрушением.
Результаты расчетов приведены в табл. 24.6.
Как видно из таблицы, экономически целесообразно отра-
ботать охранный целик промплощадки системой с закладкой.
Основной недостаток этой системы — значительные расходы на
закладочные работы. Снижения стоимости закладки можно
достигнуть за счет следующих мероприятий:
обоснованный выбор способа возведения искусственного
массива;
снижение завышенной в большинстве случаев нормативной
прочности закладки;
использование при приготовлении закладки в качестве вя-
жущего и заполнителя различного рода отходов производства;
оптимизация приготовления закладочной смеси;
создание АСУ закладочными работами, включая процессы
дозирования, приготовления и транспортирования закладочной
смеси;
установление границ применения различных вариантов си-
стем разработки твердеющей закладкой для конкретных горно-
геологических условий.
24.4. ПЛАНИРОВАНИЕ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ЗАКЛАДОЧНЫХ
СМЕСЕЙ
При ведении крупномасштабных закладочных работ с ис-
пользованием многокомпонентных твердеющих смесей на не-
скольких рудниках, имеющих общую сырьевую базу для приго-
товления закладки, необходимо на стадии планирования
приготовления закладочных смесей решить следующие вопросы:
определение оптимального развития закладочного хозяйст-
ва группы рудников;
расчет годовых и перспективных планов потребления за-
кладки рудниками по видам и составам смесей, обеспечиваю-
щих минимум эксплуатационных расходов.
Для данного расчета следует определить параметры (табл.
24.7) на планируемый период.
Оптимальный план рассчитывают по критерию минимума
эксплуатационных расходов (стоимость материалов для приго-
товления закладки и транспортные расходы) для групп рудни-
ков, т. е. решают задачу линейного программирования:
{N I J М )
"" " }
(24.24)
Таблица 24.7
Параметры, используемые для расчета плана приготовления
закладочных смесей
Параметры Условные обозначения
Объем пустот, заполняемых на i-м руд- нике т-R маркой закладки в планируемый период, м3 Расход n-го вида материала (сырья) при приготовлении закладки /-го состава т-й марки, т/м3 Стоимость материалов (сырья) для приго- товления закладки, руб/т Стоимость транспортирования n-го вида материалов (сырья) на t-й рудник, руб/ /(т-км) Расстояние от источника n-го вида мате- риалов (сырья) до i-ro рудника, км Максимальный объем материала (сырья) n-го вида, который может быть использо- ван за планируемый период, тыс. т Максимально возможный объем перевозок материалов для приготовления закладки s-м видом транспорта за планируемый пе- риод Q,'"(Z); (i=l,7; m=l,M) gimn- 3n(t); (n=ijV) C,"(/); (i=i77; n=ijV) /,.»(/); (i=i7n n=ijv) A„(/); (n=ijVj Ts(0; (seAs)
2 /Л'"'(0=
/=1
lOOQt"1 (Q
Qi (О
i = l,/
m = 1Л4
(24.2 >
/7fm'(O>O (»=1,Л m=l,M; n=l,A); (24.26)
i j м ____
2 2 2 [Ш(ОПет(/)B'™-1 O’2] <A„(0 (n=l.A); (24.27)
i=I /=1 m— 1
1 J M ___
2 22 2 Uin(OQi(O/7im/(OB^-io-2]^Ts (s=i,T),
s£Nsi-=t 1=1 m=l
(24.28)
где I — число рудников, работающих с закладкой выработан-
ного пространства; N — число видов материалов (сырья), ис-
пользуемых для приготовления закладочной смеси; М — число
марок закладочной смеси (по нормативной прочности), кото-
рые необходимо использовать на рудниках в планируемый
период; J — число составов закладочных смесей (по компонен-
там, участвующим в расчетах); ki — коэффициент перерасхода
закладки на i-м руднике; Т — число видов транспорта, исполь-
зуемого для перевозки материалов закладочной смеси (желез-
нодорожный, автомобильный, специальный автомобильный,
конвейерный).
Оптимизируемыми параметрами являются процент исполь-
зования на i-м руднике закладки /-го состава m-й марки
riimi(t) в планируемый период t. Данные параметры соответст-
вуют распределению закладочной смеси по составам и маркам
для групп рудников, обеспечивающих минимум эксплуатацион-
ных затрат.
Ограничения (24.25) и (24.26) определяют необходимость
обеспечения закладкой всех рудников в соответствии с плано-
выми объемами пустот и марками закладочных смесей. Усло-
вия (24.27) и (24.28) учитывают ограничения по объемам
использования различных видов материалов (сырья) для при-
готовления закладки и ограничения по пропускной способности
транспортной сети.
Пример расчета планов приготовления закладочных смесей.
Необходимо рассчитать оптимальный годовой план для груп-
пы из четырех рудников (/=4), использующих многокомпо-
нентные твердеющие смеси для закладки выработанного
пространства. Закладочное хозяйство представлено карьером
по добыче щебня (Щ), рудником по добыче ангидрита (А),
установкой грануляции металлургических шлаков (Ш), заводом
по производству цемента (Ц) и закладочными комплексами на
промплощадке рудников. В планируемом периоде могут быть
использованы три состава (7=3) закладки АШЩЦ (/ = 1); АШЦ
(/ = 2); ЩЦ (/=3) четырех марок (Л4=4): М100 (m=l), М80
Таблица 24.8
Оптимальное распределение составов закладки по рудникам на планируемый
Объем потребляемых материалов, тыс. т (ограничения) Минимум эксплуатацион- ных затрат, млн. руб. Распределение
Рудник 1
Д1=0,4 49,07 АШЩЦ, Ml00-29
Д2=1,5 АШЩЦ, М40-72
Дз=1,5
Д4 = 3,5
Д1=0,4 54,85 АШЩЦ, Ml00-29
Аг — 1 АШЩЦ, М40-13
Дз=1,5 ЩЦ, М40-58
Д4=3,5
Д1=0,5 64,43 АШЩЦ, Ml00-21
Д2=0,5 ЩЦ, Ml00-8
Дз=1,5 ЩЦ, М40-71
Д4=3,5
(т = 2), М60 (m = 3), М40 (т=4). Для приготовления закладки
используют четыре вида материалов: цемент (п=1); ангидрит
(и=2); гранулированный шлак (п=3); щебень (п=4). Расход
материалов для приготовления закладки разных составов и
марок следующий: В141 = 0,08; В131 =0,1; В121 = 0,14; В111—0,18;
В241 = 0,06; В231 = 0,09; В221=0,1; В211 = 0,15; В341 = 0,25; В331 =
= 0,315; В321=0,375; В311 = 0,40; В142=В132=В112=0,40; В242=
_5232_g222 — g212 = Q g5- £342_g332 = 5322 —£312 = (). £143 — gl33_.
= B,23=Bll3=0,4- B243=0,8; B233=B223=B213=0,75; B343=B333=
= B323=B313=0; B144=0,6; B134=0,55; B124=B144 = 0,5; B244=
= B284==B224 = B214==0; fi344 = B334= 1,3; B324 = B314= 1,2.
Объемы пустот (тыс. м3), подлежащих закладке, по рудни-
кам в планируемом периоде: Qi’ = 400; Qi4=975; Q2’ = 171;
Q24=690; Q3'=63; Q32=110; Q33=lll; <2з4=31; Q4i = 440; Q44=
= 100.
Стоимость материалов (руб/т), используемых для приготов-
ления закладочных смесей: 3’ = 53; 32=8,52; 33=1,87; 34=2,6.
Для транспортирования материалов используют автотранспорт
для доставки щебня; специальный автотранспорт для доставки
цемента; железнодорожный транспорт для доставки ангидрита
и шлака. Стоимость транспортирования (руб/т-км): С,-1 =0,12;
Ci2 = 0,042; Cfj3 = 0,042; С,-4 = 0,17. Расстояния от источников
сырья до рудников: Zj' = 37; Zj2=45; Z,3=46; //=6,2; /22=37;
Z22=42; /23=58; Z24=17; /З'=31; Z32 = 32; Z33=27; Z34= 10; Z43=38;
Z43=47; Z44=7.
Для перечисленных условий по типовой программе симплекс-
метода линейного программирования определяют план приго-
товления закладочных смесей по рудникам на год, обеспечиваю-
щий минимум эксплуатационных расходов. В табл. 24.8 приве-
дены результаты расчетов для трех вариантов ограничений по
период
закладки по рудникам, %
Рудник 2 Рудник 3 Рудник 4
АШЦ, М100-20 АШЩЦ, М40-70 АШЦ, М40-10 АШЩЦ, М100-20 АШЩЦ, М40-80 АШЩЦ, Ml00-20 ЩЦ, М40-80 АШЦ, Ml00-20 АШЦ, М80-35 АШЩЦ, М60-35 АШЩЦ, М40-10 АШЩЦ, Ml00-20 АШЩЦ, М80-35 АШЩЦ, М60-35 АШЩЦ, М40-10 АШЩЦ, Ml00-20 АШЩЦ, М80-35 АШЩЦ, М60-35 ЩЦ, М40-10 АШЩЦ, Ml00-70 АШЩЦ, М40-30 АШЩЦ, Ml00-70 ЩЦ, М40-30 АШЩЦ, М100-70 ЩЦ, М40-30
объемам потребляемых материалов и определено оптимальное
распределение по рудникам составов и марок твердеющей за-
кладки.
24.5. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА СПОСОБА ЗАКЛАДКИ
ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА ПРИ РАЗРАБОТКЕ
УГОЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
В тех случаях, когда в одних и тех же горно-геологических
условиях технически возможно применение различных техноло-
гических схем закладочных работ, возникает необходимость в
их экономической оценке для обоснованного выбора способа
закладки выработанного пространства. Для этого можно
воспользоваться приближенным методом определения стоимост-
ных показателей (себестоимость С, капиталовложения К. и при-
быль П) основных схем закладочных работ по следующим
формулам:
С=С1+-^- + С3ДЧ-С44-‘. (24.29)
K=Kl+-^~+K3H+Ki~-, (24.30)
2Т.
П = П1 + -^-+Л3Н + пЛ, (24.31)
/1 /1
где А — годовой объем добычи угля с закладкой выработанного
пространства, тыс. т; Н— глубина разработки, км; Сь К\ и
771 — коэффициенты, представляющие собой, соответственно,
доли: себестоимости, удельных капиталовложений и удельных
приведенных затрат, руб/т; С2, Kz и 772— коэффициенты, пред-
ставляющие собой, соответственно, доли: себестоимости, удель-
ных капиталовложений и удельных приведенных затрат, зави-
сящих только от Л и не зависящих от Н, тыс. руб/год; С3, Л'3
и Пз — коэффициенты, представляющие, соответственно, доли:
себестоимости, удельных капиталовложений и удельных приве-
денных затрат, зависящих только от Н и не зависящих от А,
руб/(т-км); С4, /(4 и П4 — коэффициенты, представляющие со-
бой, соответственно, доли: себестоимости, удельных капитало-
вложений и удельных приведенных затрат, одновременно
зависящих от А и Н, тыс. руб/км.
В табл. 24.9 приведены перечисленные выше коэффициенты
для основных схем закладочных работ, представленных в виде
закладочных комплексов.
При определении коэффициентов, приведенных в табл. 24.9,
стоимость дробленой породы принималась равной 1,4 руб., а
компонентов твердеющей смеси (заполнителя и вяжущего)
2,4 руб. на 1 т добытого угля. При проведении конкретных
расчетов, в случае применения более дешевых или более доро-
гих закладочных материалов, заполнителей и вяжущих, к
полученным по (24.29) и (24.31) к значениям Ci и П\ должна
быть алгебраически прибавлена разница в их стоимости.
Полученные по формулам (24.29) — (24.31) значения С, К,
и П характеризуют сопоставимую стоимость закладочных ра-
бот при применении различных технологий. Однако этих данных
еще недостаточно, чтобы выявить тот экономический эффект
(или ущерб), который получится при переходе на работу с за-
кладкой выработанного пространства, с учетом технологии.
В таблице приняты обозначения:
ГЗК— поверхностный гидрозакладочный комплекс с есте-
Таблица 24.9
Значения коэффициентов
Коэф- фици - ент Гидрозакладочные комплексы Пневмозакладочные комплексы Конвейерно-пневма- тические закладоч- ные комплексы Комплекс твердею- щей зак- ладки
ГЗК ПГЗК пзк ппзк пзкк ппзк ктз
с. 0,84 1,12 1,66 1,45 1,71 1,5 2,4
сг 283 374 556 484 573 501 806
с3 0,63 0 0 0,38 0 0,38 0,38
с4 211 0 0 126 0 126 126
к, 1 ,53 2,28 2,54 1,97 4,08 3,47 2,28
Л'2 513 764 855 659 1367 1160 766
/<з 2,52 0 0 2,28 0 2,28 2,28
к. 844 0 0 762 0 762 762
1,13 1,46 2,05 1,73 2,32 2,02 2,75
п2 337 488 686 583 777 675 925
п3 1,01 0 0 0,72 0 0,72 0,72
338 0 0 240 0 240 240
ственным напором и использованием в качестве закладочного
материала шахтной породы, перерабатываемой на поверхност-
ной дробильно-сортировочной установке (ДСУ). Возможно
использование привозных дробленых пород из специализирован-
ного карьера или отходов ОФ и других производств.
ПГЗК — подземный гидрозакладочный комплекс с искусст-
венным напором и использованием в качестве закладочного
материала шахтной породы, перерабатываемой на подземной
ДСУ без выдачи ее на поверхность, и гидротранспортированием
ее до выработанного пространства с использованием загрузоч-
ного аппарата.
ПЗК—подземный пневмозакладочный комплекс с использо-
ванием в качестве закладочного материала шахтной породы,
перерабатываемой на участковой подземной ДСУ, без выдачи
ее на поверхность, в зоне которой располагается ппевмозакла-
дочная машина, пневмотранспорт закладочного материала осу-
ществляется от пневмозакладочной машины до забоя.
ППЗК —поверхностный пневмозакладочный комплекс с
использованием в качестве закладочного материала шахтной
породы, перерабатываемой на поверхностной ДСУ (возможно
использование привозных дробленых пород), в зоне которой
располагается пневмозакладочная машина, и пневмотранспорт
закладочного материала осуществляется от пневмозакладочной
машины до забоя.
ПЗКК — подземный пневмозакладочный комплекс с исполь-
зованием в качестве закладочного материала шахтной породы,
перерабатываемой на центральной подземной ДСУ, без выдачи
ее на поверхность, с ее транспортированием конвейером до за-
кладочной машины, установленной на выемочном участке, и да-
лее по пневмозакладочному трубопроводу до забоя.
ППЗКК — пневмозакладочный комплекс с использованием
в качестве закладочного материала шахтной породы, перераба-
тываемой на поверхностной ДСУ или привозной дробленой
породы, с ее спуском по скважине или по стволу на закладоч-
ный горизонт и далее ленточным конвейером до пневмозакла-
дочной машины, установленной на выемочном участке, и по
пневмозакладочному трубопроводу до забоя.
КТЗ — комплекс твердеющей закладки с использованием в
качестве закладочного материала твердеющих смесей (литых и
жестких), приготовленных в поверхностных смесительных уст-
ройствах (литые смеси) с гидравлическим трубопроводным
транспортом от поверхности до забоя и приготовленных жест-
ких твердеющих смесей за счет турбулентного перемешивания
в процессе движения компонентов твердеющей смеси в пневмо-
закладочном трубопроводе.
В таком случае для определения экономического эффекта
следует использовать уравнение
Э = [ (Cj — С2) — £„(Л'2 - Я,) ] Л + Экое, (24.32)
где С] и С2— себестоимость 1 т угля при базовой технологии
и добыче угля с закладкой по соответствующей технологии,
руб/т; Л1 и К2— удельные капиталовложения при базовой тех-
нологии и технологии добычи угля с закладкой, руб/т; Ен —
нормативный коэффициент эффективности (Ен=0,15); ЭКОс—
косвенный эффект, получаемый при переходе на разработку
пластов с закладкой выработанного пространства.
Величина Экос определяется по формуле
Экое — Эп + Энагр^ЭподЧ” Эпож 4“ ЭВыбЧ“ Эпов "Ь Эг,ек>
(24.33)
Эп — экономический эффект, получаемый за счет повышения
полноты извлечения угля из недр; Эдагр — экономический эф-
фект (ущерб), получаемый от повышения (снижения) нагрузки
на очистной забой; ЭПОд— экономия затрат на поддержание под-
готовительных выработок; ЭПОж и ЭВыб — экономия затрат соот-
ветственно на противопожарные и противовыбросные меропри-
ятия; Эдов — экономия затрат на хранение породы, выдаваемой
из шахты на поверхность; Эрек — экономия затрат на рекульти-
вацию поверхности.
Указанные величины можно определить по следующим вы-
ражениям:
Эп = QIZ — (ССР+а) + 0,03(аб — <хш)1, (24.34)
где Q — годовой прирост добычи угля от уменьшения потерь
при технологии работ с закладкой выработанного пространст-
ва, т; Z— замыкающие затраты, которые определяются, как
произведение оптовой цены на коэффициент 1,11, показываю-
щие рентабельность отрасли; Сср — средняя себестоимость 1 т
угля по объединению, бассейну, руб/т; а — удельные капиталь-
ные затраты, приходящиеся на 1 т промышленных запасов (по-
тонная ставка), руб/т; 0,03 — коэффициент скидки (надбавки)
к средней оптовой цене за отклонение зольности угля от уста-
новленного норматива; «с и аш — соответственно зольность
угля при базовой и новой технологии с закладкой, %.
В табл. 24.10 приведены значения Z и а для районов и бас-
сейнов, в которых в перспективе намечается развитие добычи
угля с закладкой.
Энагр
= S\k3---Зг,
(24.35)
где S] и S2 — годовые условно-постоянные расходы по обслужи-
ванию очистного забоя до и после повышения (понижения)
нагрузки на очистной забой; ks—коэффициент роста (или сни-
жения) нагрузки на очистной забой при технологии с заклад-
кой выработанного пространства;
„ (СпоД!^! Сподз^-а) Ку
^под— Гбоо
(24.36)
Таблица 24.10
Значения Z и а
Бассейн, район Z а
Районы Донецкого бассейна:
Красноармейский 29 5
Донецко-Макеевский 34 5
Центральный 45 5
Прокопьевско-Киселевский район Кузбасса 29 3
Карагандинский бассейн 27 3
где СПОД1 и СПОда—затраты на проведение и поддержание под-
готовительных выработок на 1000 т добычи угля при базовой
и новой технологии добычи угля с закладкой, руб/м; Li и L2 —
протяженность подготовительных выработок на 1000 т добычи
при базовой и новой технологии с закладкой, м; Ку— коэффи-
циент, учитывающий услуги общешахтных цехов и накладные
расходы, Ку=1,45—1,65.
Величина ЭПОи< может приниматься исходя из того, что сред-
ний экономический ущерб от возникновения одного пожара на
действующем участке с учетом консервируемых запасов состав-
ляет 190—200 тыс. руб.
Эвыб = Суа₽, (24.37)
где Су — участковая себестоимость 1 т угля; — коэффициент
расходов на противовыбросные мероприятия.
Ориентировочно для условий Донбасса ар=0,3—0,5, для ус-
ловий Кузбасса ап=0,05—0,1.
Эпов = (ДВ) (С+3), (24.38)
где А и В — количество породы, перемещаемой в отвал соот-
ветственно при базовой и новой технологии с закладкой, млн.
т/год; С — расходы на складирование породы, руб/т; 3=(С-|-
-j-ДК) — приведенные затраты на хранение породы, руб/т;
здесь С и К — текущие и капитальные затраты на хранение по-
роды, руб/т.
При определении ЭКОс можно воспользоваться следующими
значениями 3n0B: Для Донецкого бассейна 1,53; Кузнецкого 0,67
и Карагандинского 1,17.
Величину Эрен принимают на основании обработки статисти-
ческих данных равной 0,1 руб/т.
В формуле (24.32) в величинах С2 и К2 доля, приходящаяся
на закладочные работы, зависящая от технологии, принимается
в результате решения уравнений (24.29) и (24.30) с использо-
ванием коэффициентов, приведенных в табл. 24.9. В итоге выби-
рают ту технологическую схему (комплекс) закладочных работ,
при которой [по уравнению (24.32)] получается наибольший
экономический эффект.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Агошков М. И., Борисов С. С., Боярский В. А. Разработка рудных
и нерудных месторождений. М., Недра, 1983.
2. Айнбиндер И. И., Овчаренко О. В. Выбор параметров конструктив-
ных элементов сплошной слоевой системы разработки с закладкой. — В кн.:
Теория и практика разработки рудных и нерудных месторождений. М.,
ИПКОН АН СССР, 1986, с. 146—155.
3. Астафьев В. М., Лобов В. А., Шик В. М. Достижения угольной про-
мышленности Рурского бассейна. — Уголь, 1987, № 3, с. 50—52.
4. Балах Р. В. Разработка месторождений с закладкой хвостами обо-
гащения.— Алма-Ата, Наука, 1977.
5. Бетон и железобетонные изделия (Сб. стандартов). — Ч. 1—3. — М.,
1980.
6. Бронников Д. М., Замесов Н. Ф., Богданов Г. И. Разработка руд
на больших глубинах. М., Недра, 1982.
7. Веское М. И., Гайко Э. И., Симонов В. И. Гидравлическая закладка
для охраны наземных инженерных сооружений. — Безопасность труда в про-
мышленности, 1982, № 2, с. 23—24.
8. Веское М. И., Решетнев Е. К-, Дуденко И. И. Подземный гидроза-
кладочный комплекс для шахт Центрального района Донбасса. — Шахтное
строительство, 1985, № 8, с. 22—26.
9. Волженский А. В. Технология минеральных вяжущих. М., Стройиз-
дат, 1980.
10. Вяткин А. П., Горбачев В. Г., Рубцов В. А. Твердеющая закладка
на рудниках. М., Недра, 1983.
11. Гидротехнические сооружения: Справочник проектировщика/
Г. В. Железняков, Ю. А. Ибад-Заде, П. Л. Иванов и др. Под общ. ред.
В. П. Недригн. М., Стройнздат, 1983.
12. Ельчанинов Е. А., Горбачев Д. Т., Беляев Е. В. Развитие малоот-
ходной технологии при подземной добыче угля. М., изд. ЦНИЭИуголь, 1986.
13. Ерофеев И. Е., Крупник Л. А., Соколов Г. В. Использование хвос-
тов обогатительных фабрик для закладки на рудниках цветной металлур-
гии Казахстана. Вып. 1 «Охрана окружающей среды и рациональное ис-
пользование природных ресурсов на предприятиях цветной металлургии». —
М., изд. ЦНИИцветметэкономнкн и информации, 1986.
14. Жуков В. Е. Закладка при скрепероструговой выемке тонких плас-
тов.— Уголь Украины, 1986, № 6, с. 16—18.
15. Зайцев О. И., Макаров А. Б., Лебедев Ю. А. Взаимодействие нале-
гающей толщи и закладочного массива при разработке пологих рудных
залежей. — Горный журнал, 1984, № 4, с. 55—56.
16. Золотарев Г. М. Методическое руководство по изготовлению, мон-
тажу и эксплуатации пневмозакладочного трубопровода ТПЗ-200. М., изд.
ИГД им. А. А. Скочииского, 1979.
17. Золотарев Г. М„ Горохов Ю. Д. Опыт механизации закладочных
работ на угольных шахтах. Экспресс-информация. М, изд. ЦНИЭИуголь,
1982.
18. Илюшин А. П., Цыгалов Ю. М. Новый способ определений реоло-
гических параметров твердеющих смесей с крупным заполнителем. — В кн.:
Подземная разработка мощных рудных месторождений. — Свердловск, изд.
У ПИ, 1982, с. 94—98.
19. Именитое В. Р. Процессы подземных горных работ при разработке
рудных месторождений. М., Недра, 1984.
20. Инструкция по определению параметров систем разработки, приме-
няемых на Миргалнмсайском месторождении. Л., изд. ВНИМН, 1986.
21. Инструкция по применению систем разработки с гидравлической
закладкой выработанного пространства в шахтах Прокопьевско-Киселевско-
го района Кузнецкого бассейна. М., изд. ИГД им. А. А. Скочниского, 1984.
22. Исследование варианта сплошной выемки блоков вертикальными
прнрезками/В. А. Исаков, Э. С. Ахмад-Галиев, Е. П. Валькова, А. И. Ми-
сюрии. — В кн.: Совершенствование технологии добычи руд с закладкой. —
Алма-Ата, Наука, 1986, с. 34—39.
23. Казикаев Д. М. Геомеханическне процессы при совместной и по-
вторной разработке руд. М., Недра, 1986.
24. Казикаев Д. М. Особенности гео механических процессов и управ-
ления ими при совместной разработке месторождений. — Горный журнал,
1986, № 8, с. 55—58.
25. Кравченко В. П., Куликов В. В. Применение твердеющей закладки
при разработке рудных месторождений. М., Недра, 1974.
26. Крупник JI. А., Пятигорский Л. В. Совершенствование технологии
возведения искусственных массивов из твердеющей закладки. Алма-Ата,
изд. КазНИИНТИ, 1987.
27. Крупник JI. А., Соколов Г. В., Герасимов В. С. Технология закла-
дочных работ с полным использованием хвостов обогащения. — В кн.: Со-
вершенствование технологии добычи руд с закладкой (на рудниках Казах-
стана).— Алма-Ата, Наука, 1986, с. 81—106.
28. Методика по определению экономической эффективности использо
ваиня новой техники, изобретений и рационализаторских предложений в
цветной металлургии СССР. М„ 1982.
29. Методические указания по определению области эффективного при-
менения подземных гидрозакладочных комплексов ПГЗК/Е. К. Решетнев,
М. И. Бесков, Д. Т. Горбачев и др. М., изд. ИГД им. А. А. Скочниского,
1982.
30. Методические указания по расчету и выбору параметров и режимов
работы пневматических закладочных установок. Донецк, изд. Донгипроугле-
маша, 1977.
31. Методические указания по управлению горным давлением при
сплошных слоевых системах разработки с твердеющей закладкой на руд-
никах Норильского горно-металлургического комбината. Л., изд. ВНИМН,
1976.
32. Определение нормативной прочности закладки при камерной системе
разработкн/У. А. Алдамбергенов, Г. А. Осипова, Т. Д. Щербакова,
В. С. Музгина.— Комплексное использование минерального сырья. — Алма-
Ата, 1982, № 1, с. 3—7.
33. Палий В. Д., Смелянский Е. С., Кравченко В. Т. Определение нор-
мативной прочности твердеющей закладки. — Горный журнал, 1983, № 3,
с. 25—28.
34. Покровская В. Н. Трубопроводный транспорт в горной промыш-
ленности. М., Недра, 1985.
35. Правила охраны сооружений и природных объектов от вредного
влияния подземных горных разработок на угольных месторождениях. М.,
Недра, 1981.
36. Правила технической эксплуатации рудников, приисков и шахт,
разрабатывающих месторождения цветных, редких и драгоценных металлов.
М., Недра, 1980.
37. Разумов К- А., Перов В. А. Проектирование обогатительных фабрик
М., Недра, 1982.
38. Разработка и внедрение эффективной технологии добычи руд на
Талнахских рудниках/А. А. Смирнов, А. С. Пахомов, С. А. Студзииский
и др. — В ки.: Основные направления развития техники н технологии для
открытых и подземных работ. — Л., Гнпроникель, 1984.
39. Разработка месторождений с закладкой. Пер. с англ./Под ред.
С. Гранхольма. М., Мир, 1987.
40. Резников М. А. Задачи оценки устойчивости откосов горных пород
в объемной постановке. — Физико-технические проблемы разработки полез-
ных ископаемых. — Новосибирск, 1980, № 6, с. 15—19.
41. Решетнев Е. К. Истечение сыпучих материалов из бункеров закла-
дочных комплексов. М., Наука, 1987.
42. Рычков А. И. Измерение предельного статического напряжения сдви-
га бетонных и растворных смесей с помощью прибора СНС-2. — Горный
журнал. Изв. вузов, 1976, № 4, с. 26—29.
43. Скорняков Ю. Г. Подземная добыча руд комплексом самоходных
машин. М., Недра, 1986.
44. Слепцов М. Н., Азимов Р. Т., Мосинец В. Н. Подземная разработка
месторождений цветных и редких металлов. М., Недра, 1986.
45. Смелянский Е. С., Палий В. Д„ Сакоева Т. Ш. Прогнозирование
сдвижения земной поверхности при отработке крутопадающих рудных тел
с твердеющей закладкой.— Горный журнал, 1986, № 5, с. 51—54.
46. Смолдырев А. Е. Гидро- и пневмотранспорт в металлургии. М., Ме-
таллургия, 1985.
47. Совершенствование разработки жильных месторождений/Д. И. Ра-
фненко, А. Ф. Базарчик, Ю. П. Галченко, Л. А. Мамсуров, М., Наука,
1986.
48. Совершенствование технологии добычи руд с закладкой (иа руд-
никах Казахстана). Алма-Ата, Наука, 1986.
49. Способы вскрытия, подготовки и системы разработки шахтных по-
лей/Под общ. ред. Б. Ф. Братченко, М., Недра, 1985.
50. Справочник по горнорудному делу/Под ред. В. А. Гребенюка,
Я. С. Пыжьянова, И. Е. Ерофеева, М., Недра, 1983.
51. Справочник по обогащению руд. Обогатительные фабрикн/Под ред.
О. С. Богданова, Ю. Ф. Ненарокомова. — 2-е изд., перераб. и доп. М.,
Недра, 1984.
52. Справочник но обогащению руд. Подготовительные процессы/Под
ред. О. С. Богданова, В. А. Олевского. М., Недра, 1984.
53. Справочник по обогащению руд черных металлов/С. Ф. Шинкарен-
ко, В. С. Харламов, П. П. Юров, Ю. С. Гольдберг. — 2-е изд., перераб.
и доп. М., Недра, 1980.
54. Строительные нормы и правила СНиП 11-8—78, ч. 2, гл. 8, М., 1979.
55. Технологическая инструкция по производству закладочных работ на
рудниках Норильского комбината. Норильск, 1981.
56. Технология добычи руд с твердеющей закладкой/О. А. Байконуров,
Л. А. Крупник, В. Н. Петухов и др. М., Недра, 1979.
57. Требуков А. П. Применение твердеющей закладки при подземной
добыче руд. М., Недра, 1981.
58. Формирование закладочного массива при слоевой системе разработ-
ки с закладкой/Г. С. Кириченко, Л. В. Малетии, Е. Г. Гришин, В. Е. Ви-
дергауз. — В ки.: Теория и практика разработки рудных и нерудных место-
рождений.— М., нзд. ИПКОП АН СССР, 1986, с. 137—146.
59. Хомяков В. И. Зарубежный опыт закладки иа рудниках. М., Недра,
1984.
60. Цыгалов М. И. Подземная разработка с высокой полнотой извлече-
ния руд. М„ Недра, 1985.
61. Цыгалов М. Н., Слащилин И. Т„ Якобсон Э. В. Эффективность
замены цемента шлаками в составе твердеющей закладки. — Горный жур-
нал, 1986, № 4, с. 24—26.
62. Цыгалов М. Н., Калмыков В. Н., Рыльникова М. В. Геомеханиче-
скне и технологические особенности отработки руд в охранных целиках
бортов карьера. — Горный журнал, 1986, № 5, с. 49—51.
63. Шварц Ю. Д., Андреева Н. Г., Гальперин В. Г. Способы активации
закладочных смесей. М., ЦНИИцветмет экономики и информации, 1983,
вып. 2 «Горное дело», с. 50.
64. Шнайдер М. Ф., Вороненко В. К. Совмещение подземных и откры-
тых разработок рудных месторождений. М., Недра, 1985.
65. Яковлев Н. И. Разработка пластов Прокопьевско-Киселевского райо-
на Кузбасса с закладкой. — Уголь, 1987, № 10, с. 29—34.
66. Kundel К. Die Strebtechnick im deutsche Steinkolenbergbau im Jahre
1982. — Gliickauf, 1983, Nil.
67. Liersch W. Neue Abbausystem ftir die gensigte Lagerung. — Gliickauf,
1982, N 9.
АЛФАВИТНО-ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Актнвизаторы 50
Активность 26, 96
Амплитудно-частотная характеристика це-
лика 168
Анализ петрографический 90
— рентгеноструктурный 93
— седиментационный 57
— ситовый 54
— термографический 90
— электронно-микроскопический 92
Аэросмеси 303
Вертикальный трубчатый питатель ВТП 296
Вискозиметр ротационный 102
Воздух сжатый 277
Вода для закладки 53
Водоотделенне 244, 248
Водоцементное отношение 242, 248
Выемка сплошная 139
— стадийная 134
Высота зоны обрушения 188
— этажа 359
Выход тампонажного камня 241
Вяжущие простые 25
— сложного состава 26
Вязкость 102, 241
Давление 200, 201, 202
Деформация закладки 12, 157, 174
— продольная 134
— растяжения-сжат ня 203
— рудных целиков 135
Дозакладка 128
Доставка аакл ад очного материала:
пог рузочно-д ост а вечным н машинами
ПДМ 300
скреперная 300
Дробление 54, 60
Закладка бесцементная 95
— блочная 23
— гидравлическая 5, 283
— ледяная 23, 319
— механическая 298
— пневматическая 5, 302
— сыпучая 24, 283
— твердеющая 5, 21
Закладочный (е):
комплекс 6, 224
скважины 6
склады 228
трубопровод 6, 278, 315
шурф 6
Закономерность изменения напряжений с
расстоянием 161
Закрепление химическое 250
Замедлители схватывания 51
Затраты материально-энергетические 379
Износостойкость стальных труб 29
Интенсивность:
намораживания льда 319
схватывания смесей 15
Инъекторы 253
Инъекция 22
— гравитационная 235
— напорная 235
Классификация 75
— закладки по деформационным свойствам
197
— систем разработки 320
Комплексы для приготовления закладки
224, 309
Компрессионные свойства 11, 197
Консистенция пульпы 283
Корни характеристических уравнений 168
Коэффициент:
безопасности 197
бокового распора 201
качества 27
концентрация напряжений 139
критической скорости 250
неоднородности материала 238
перегрузки 196
проницаемости 237
Пуассона 11
сейсмичности 163
уменьшения прочности 246
фильтрации 14, 236, 238, 251, 286
Крупность фракций закладочного материа-
ла (гидравлическая) 19
Масса объемная 8, 18
Массив 5, 20
— закладочный 20
— искусственный 5
— комбинированный 5, 198
Материал:
закладочных работ 24
инъекционных растворов 239
вяжущих 25
Модуль упругости:
динамический 11
статический 9
Модуль:
активности 27
крупности 58
основности 28
поверхности 58
Нагрузки на рудные и искусственные це-
лики 132, 164
Наполнители 51
Напряжения 9
— искусственного целика 134, 141, 146
— рудного целика 141
— сдвига 102, 242, 247
Настилы бетонные 269
Оборудование:
закладочных комплексов 225
трубопроводов 278
Объем пульпы 219
Остаток полный 56
— частный 56
Отходы:
дробления известняка НО
калийного производства 116
содового производства ИБС (нзвестко-
во-белнтовое связующее) 117
Параметры:
гидротранспорта 289
инъекции 249
Перемычки изолирующие бетонные 123
---деревянные 127
---пневматические 122
Пески природные 43
Пластификаторы и ускорители 47
Плотность 6, 16, 247
Поверхность удельная 58
Показатели:
затухания интенсивности колебаний 164
инъекционной технологии 257
технико-экономические по системам
разработки с закладкой 371
Пористость 10
Породы скальные 46
Потерн в трубопроводе:
давления 273, 293
напора 289
Прибыль 380
Производительность:
мельниц 88
пневмозакладочной установки 302
щековых дробилок 63
Прочность закладки динамическая 172
— на изгиб 8
— на одноосное сжатие 6
— на растяжение 7
— условно-мгновенная 13
Прочность льда 319
— массива 251
— настилов 269
Пустотность 8, 236
Радиус инъекции 249
Расстояние:
предельно допустимой перевозки вяжу-
щих 100
приведенное 160
Раствор инъекционный 241
Расходы:
транспортные по перевозке шлаков 101
эксплуатационные на закладку 378
Реологические свойства 102, 104, 241
Свойства закладки 6
— упругие 9
— фнзнко-механические 18
Седиментационная устойчивость 243
Сейсмическая устойчивость:
потолочин 167
целиков 169
Системы разработки:
камерные 337
однослойные 337
слоевые 322
угольных месторождений 352
Склады 228
Скорость фильтрации 261
Скорость осаждения массы частиц 243
Слои горизонтальные 322
— наклонные 331
Смесн двухкомпонентные литые 211, 212
— многокомпонентные литые 214
— на основе шлаков 106, ПО, 114
Составы:
инъекционных смесей 240
растворов 241
литых смесей 106
Способы:
возведения настилов 269
гидрозакладочный 259
гравитационный 298
инъекционный 235
полураздельный 265
Сульфиды 120
Сцепление 8
Тепловыделение искусственного массива
130
Тоннна помола вяжущего 88
Транспорт трубопроводный 273, 287
Трубопроводы:
гидрозакладочные 316
пневмозакладочные 315
отвода воды 317
спуска сухого материала 316
Угол внутреннего трення 9
— разрыва 193
Управление иитенснвиостью волн напряже-
ний 162
Уравнения:
определения напряжения в целиках 141
Рознна — Раммера 56
Усадка закладки 332, 401
Установка для управления отработанной
водой УОВ 295
Целик искусственный 20
— предохранительный 5
Ценность продукции 381
Шлаки доменные 27, 106
— никелевые 33, 114
— сталеплавильные 29, 114
— топливные 32, 110
Шламы нефелиновые 38
Эквивалент Цементный 97
Эффективная мощность залежи 206, 208
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие..................................................... . 3
Глава 1. Назначение закладки........................................ 5
Глава 2. Способы возведения закладочных массивов....................20
Глава 3. Материалы для закладочных работ ..... 24
Глава 4. Подготовка закладочных материалов 54
Глава 5. Структурный состав связующих и новообразований ... 89
Глава 6. Методы определения цементного эквивалента гидравлически
активных отходов промышленности................................... 94
Глава 7. Реология литых закладочных смесей 102
Глава 8. Составы литых закладочных смесей..........................106
Глава 9. Возведение и формирование искусственных массивов . 122
Глава 10. Нормативная прочность закладки...........................132
Глава 11. Устойчивость искусственных целиков и потолочин камер
при статико-динамическом нагружении................................160
Глава 12. Особенности технологии и расчета параметров выемки за-
пасов с твердеющей закладкой в прикарьерной зоне . . . 175
Глава 13. Предохранительные искусственные массивы . . 190
Глава 14. Литой способ приготовления твердеющих смесей . . . 211
Глава 15. Инъекционный способ возведения закладочных массивов 235
Глава 16. Гидрозаклад очный способ возведения твердеющей закладки 259
Глава 17. Полураздельиый способ возведения твердеющей закладки 265
Глава 18. Бетонные настилы........................................269
Глава 19. Транспорт литых закладочных смесей......................273
Глава 20. Сыпучая закладка........................................283
Глава 21. Прочие виды закладки....................................319
Глава 22. Системы разработки с закладкой..........................320
Глава 23. Особеииости разработки месторождений с твердеющей за-
кладкой .........................................................359
Глава 24. Технико-экономическая оценка и область применения за-
кладки ..................................................... . . 371
Список литературы..................................................394
Алфавитно-предметный указатель.....................................398
СПРАВОЧНОЕ ИЗДАНИЕ
Бронников Дмитрий Михайлович, Цыгалов Михаил Николаевич,
Бесков Михаил Иванович и др.
ЗАКЛАДОЧНЫЕ РАБОТЫ В ШАХТАХ
Заведующий редакцией Е. И. Кит
Редакторы издательства Э. Я- Освальдт, А. Д. Федорова
Технический редактор О. А. Колотвина
Корректор Н. А. Громова
ИБ № 6956
Сдано в набор 19.07.88. Подписано в печать 05.11.88. Т-17087. Формат 60X90Vie. Бумага
книжно-журнальная. Гарнитура Литературная. Печать высокая. Усл. печ. л. 25. Усл.
кр.-отт. 25. Уч.-нзд. л. 30,07. Тираж 7600 экз. Заказ 422/1256-7. Цена 1 р. 80 к.
Ордена «Знак Почета» издательство «Недра»,
125047 Москва, пл. Белорусского вокзала, 3.
Московская типография № 11 Союзполиграфпрома при Государственном комитете СССР
по делам издательств, полиграфии и книжной торговли. 113105, Москва, Нагатинская ул..
Д. 1.