система разработки угольных и рудных месторожде.... Реферат по дисциплине методология научных исследований Выполнил студент 1го курса группы пр22 Васильев А. В

Название	Реферат по дисциплине методология научных исследований Выполнил студент 1го курса группы пр22 Васильев А. В
Дата	11.05.2023
Размер	263.7 Kb.
Формат файла
Имя файла	система разработки угольных и рудных месторожде....docx
Тип	Реферат #1122697

ФГАОУ ВО «Северо-Восточный федеральный университет имени М.К.Аммосова»

Горный институт

Кафедра горного дела

РЕФЕРАТ

по дисциплине

«МЕТОДОЛОГИЯ НАУЧНЫХ ИССЛЕДОВАНИЙ»

Выполнил студент 1-го курса
группы ПР-22 Васильев А.В
Проверила доцент: Портнягина В.В

Якутск 2023

Содержание

Подземная разработка 3

Разработка рудных и нерудных месторождений 4

Разработка угольных месторождений 13

Различают системы разработки с длинными и короткими забоями 14

Используемые источники 23

Подземная разработка

Подземная разработка твёрдых полезных ископаемых, совокупность работ по вскрытию, подготовке месторождения и выемке полезного ископаемого (руд, нерудных полезных ископаемых и углей). Иной технологией отличается П. р. при помощи буровых скважин (например, при подземном выщелачивании (См. Подземное выщелачивание), подземном растворении (См. Подземное растворение)). Вскрытие осуществляют вертикальными и наклонными шахтными стволами или штольнями (см. Вскрытие месторождения). Подготовка состоит в разделении шахтного поля на выемочные участки (блоки, панели, столбы и т.п.), необходимые для обеспечения очистной выемки (см. Подготовка шахтного поля); очистная выемка составляет сущность подземной разработки и включает комплекс процессов по отделению полезного ископаемого от массива, доставке (выпуску) к местам погрузки в транспортные средства, креплению и поддержанию выработанного пространства и др.

Для конкретных горно-геологических условий устанавливается порядок проведения подготовительных и очистных выработок во времени и пространстве, который в основном определяет систему разработки. К системе разработки предъявляются требования безопасного ведения работ, минимальных потерь полезного ископаемого в недрах (см. Потери полезного ископаемого), высоких и устойчивых технико-экономических показателей. На выбор системы разработки влияют факторы: горно-геологические (мощность и угол падения тела полезного ископаемого, его ценность, строение, глубина залегания, газоносность, водообильность, физико-механические свойства полезного ископаемого и вмещающих пород и др.) и горнотехнические (средства механизации, технический уровень предприятия и др.).

Системы разработки рудных (в т. ч. горно-химического сырья) и нерудных (главным образом гипса) месторождений существенно отличаются от таковых для угольных месторождений и поэтому рассмотрены ниже раздельно.

Разработка рудных и нерудных месторождений

         Месторождения этой группы характеризуются различной формой рудных тел: пласты, пластообразные залежи, штоки, линзы, жилы и т.д. Мощность рудных тел колеблется от нескольких см (месторождения редких металлов и золота) до десятков и сотен м(железорудные месторождения Курской магнитной аномалии, апатитовые месторождения Кольского полуострова). Угол падения залежей — от горизонтального и пологого (0—25°) до крутого (45—90°). Протяжённость залежей достигает десятков км(фосфоритовые месторождения Каратау); глубина распространения рудных тел иногда превосходит несколько км. Такое разнообразие геологических условий, а также физических свойств горных пород обусловливает технологию разработки, в частности технику отбойки (отделение полезного ископаемого от массива с дроблением на куски заданной крупности), доставки, выпуска, крепления и поддержания выработанного пространства. Отбойку пород средней и высокой крепости ведут взрывным способом (см. Взрывные работы), в слабых породах — механическим способом (с помощью проходческих и добычных комбайнов); при разработке мощных месторождений, сложенных слабыми или трещиноватыми полезными ископаемыми, способными при обнажении на достаточной площади под действием собственного веса и давления налегающей толщи обрушаться кусками, размеры которых позволяют осуществлять последующие операции очистной выемки, — самообрушением.

         Отбитое в очистном пространстве полезное ископаемое выпускают из выработок, пройденных в днище блоков (донный выпуск), или из торцов горизонтальных выработок (торцовый выпуск). Применяют доставку — самотёчную, механизированную и взрывную. Самотёчная доставка (под действием собственного веса) осуществляется непосредственно по очистному пространству, специальным горным выработкам (рудоспускам), вспомогательным устройствам в очистном пространстве (желобам, настилам, трубам). Механизированная доставка осуществляется скреперами, конвейерами (пластинчатыми, скребковыми и вибрационными), самоходными машинами для перемещения руды в очистном пространстве при пологом залегании месторождений и по выработкам в основании (днище) блока. Применяют комплексы, состоящие из погрузочных машин (См.Погрузочная машина) и самоходных вагонов, а при большой мощности рудных залежей — экскаваторы (с укороченной стрелой) или ковшовые погрузчики и подземные автосамосвалы грузоподъёмностью до 40 т. Весьма эффективны погрузочно-доставочные машины, совмещающие функции погрузки и транспортировки руды на короткие расстояния (см. Погрузочно-транспортный агрегат).

         Применяют естественное поддержание выработанного пространства, оставляя в очистном пространстве Целики (столбообразные или ленточные), и искусственное поддержание крепями горными (См. Крепь горная) (распорной, станковой, костровой, штанговой и т.д.) или закладкой. В ряде случаев технология очистной выемки предусматривает управление горным давлением путём обрушения вмещающих пород.

         Известно свыше 200 основных разновидностей систем подземной разработки рудных месторождений. Предложен ряд их классификаций (сов. учёные Н. И. Трушков, Р. П. Каплунов, Н. А. Стариков, В. Р. Именитов и др.). Распространённой является классификация М. И. Агошкова (1949), в основу которой положен признак состояния очистного пространства в период выемки.

         При разработке месторождений любой формы с устойчивой рудой и вмещающими породами применяют системы с открытым очистным пространством, которое в период выемки не заполняется закладочным материалом, отбитой рудой или обрушенными породами; для поддержания кровли и боков открытого очистного пространства оставляют постоянные или временные целики.

         Крутопадающие жилы и пластообразные залежи мощностью до 3 м отрабатывают с потолкоуступной (чаще) и почвоуступной выемкой. Для подготовки блоков проходят восстающие и откаточные штреки (рис. 1). При потолкоуступной выемке для сохранения откаточного штрека на период отработки блока оставляют временные надштрековые целики либо устраивают прочный настил на крепи. Отбитую руду выпускают через люки.

Рисунок 1. Система разработки с открытым очистным пространством (вариант с потолкоуступной выемкой): 1 — откаточный штрек; 2 — блоковые восстающие; 5 — потолочина; 6 — полки; 7 — наклонные настилы-решетки; 8 — рудоспуски; 9 — настил над откаточным штреком.

В горизонтальных и пологопадающих залежах средней и большой мощности (до 30 м) получила распространение камерно-столбовая система разработки с регулярным расположением постоянных поддерживающих рудных целиков (рис. 2). Полезное ископаемое отбивают потолкоуступно, почвоуступно или сплошным забоем на всю высоту камеры. При мощности залежи до 15 мобычно делают верхнюю подсечку, что позволяет тщательно оформлять кровлю очистного пространства и упрощает штанговое крепление; при большей — верхнюю и нижнюю подсечку. Потери полезного ископаемого в целиках 15—25%, иногда до 30—40%. Разработку пластов калийных солей также осуществляют камерно-столбовыми системами при длине камер до нескольких сотенм. Выемку ведут комбайнами в сочетании с бункер-перегружателями и самоходными вагонами, доставляющими руду к магистральным конвейерам. Ширина камер (8—12 м) равна двум, реже трём комбайновым ходам, между которыми оставляются узкие (1—2 м) межзаходные целики. Ширина ленточных междукамерных целиков 8—15 м. В целиках остаётся до 60% запасов.

Рисунок 2. Камерно-столбовая система разработки (вариант с самоходным оборудованием); 1 — самоходные буровые клетки; 2 — погрузочная машина; 3 — самоходный вагон; 4 — подземный эксакаватор; 5 — штанговая крепь; 6 — электрический бульдозер; 7 — автосамосвал; 8 — рудоспуск; 9 — откаточный штрек; 10 — целики; 11 — междупанельный целик.

Системы разработки с подэтажной выемкой (рис. 3) применяют в мощных крутопадающих месторождениях. При мощности до 12—15 м камеры располагают по простиранию рудного тела, при большей — вкрест простирания. Ширина междукамерных целиков в зависимости от ширины камер и устойчивости руды составляет 6—15 м. Расстояние по вертикали между подэтажными штреками (ортами) обычно 10— 12 м. В центре или на одной из сторон блока проводится восстающий, расширением которого получают узкую разрезную (отрезную) щель на всю ширину и высоту камеры. Отбойка секционная; фронт отбойки обычно вертикальный. Потолочину обрушают массовым взрывом совместно с днищем вышерасположенного блока. Потери руды при выемке камер не превышают 2—3%, при выемке потолочин и целиков возрастают до 30—50%; в целом по системе разработки потери составляют 8—10%.

        Рисунок 3. Система разработки подэтажными штреками: 1 — откаточный штрек; 2 — ходовые восстающие; 3 — вентиляционный штрек; 4 — потолочина; 5 — подэтажные штреки; 6 — горизонт подсечки; 7 — скреперный штрек; 8 — рудоспуск.

         Этажно-камерными системами разрабатывают мощные крутопадающие и наклонные месторождения; для уменьшения потерь полезного ископаемого при недостаточно крутых углах падения залежей выпускные выработки (воронки, траншеи) проходят в подстилающих породах. Полезное ископаемое в камерах отбивают горизонтальными, наклонными или вертикальными слоями. В связи с отсутствием подэтажных выработок сокращается объём подготовительно-нарезных работ, но возрастают потери при отбойке (до 10—15%) и Разубоживание (до 10—12%). Производительность труда забойного рабочего 12—15 м³ в смену.

         Системы разработки с магазинированием (см. Магазинирование полезного ископаемого) отличаются заполнением очистного пространства отбитой рудой, окончательный выпуск которой производится после отработки блоков. Потери полезного ископаемого колеблются от 5 до 15%.

         Системы разработки с закладкой выработанного пространства характеризуются поддержанием неустойчивых вмещающих пород закладочным материалом, заполняющим очистное пространство по мере выемки полезного ископаемого (см. Закладка в горном деле). В крутопадающих месторождениях применяют системы разработки горизонтальными или наклонными (под углом 30—35°) слоями с закладкой; доставка руды и закладочного материала в очистном пространстве в первом случае скреперами или самоходными машинами, во втором — самотёчная. Закладочный материал подаётся по восстающим, пройденным на границах блока (рис. 4); для выдачи руды в закладке обычно устраивают Рудоспуски. Для уменьшения потерь руды перед отбойкой очередного слоя поверхность немонолитной закладки перекрывают деревянными или металлическими настилами либо бетонируют. При разработке мощных пологопадающих месторождений ценных руд применяют варианты системы с монолитной закладкой и самоходным оборудованием. Несмотря на большую трудоёмкость и себестоимость добычи, благодаря высокому извлечению запасов (потери руды не превышают 3—5%), низкому разубоживанию, возможности одновременной разработки нескольких этажей и безопасности работ в очистном забое эти системы применяют при разработке ценных и склонных к самовозгоранию руд.

        Рисунок 4. Системы разработки горизонтальными и наклонными слоями с закладкой: 1 — откаточный штрек; 2 — вентиляционный штрек; 3 — блоковые восстающие с отделениями для доставки закладочного материала; 4 — настил; 5 — рудоспуски.

         Системы разработки с креплением очистного пространства характеризуются регулярным возведением крепи, служащей для поддержания неустойчивой руды и вмещающих пород в процессе очистной выемки; обычно применяют для разработки месторождений средней мощности. Наиболее часто используют усиленную распорную крепь. Очистная выемка, как правило, — горизонтальными слоями или потолкоуступная.

         Разработку месторождений слабых руд, склонных к самообрушению даже при небольших обнажениях, ведут системами разработки скреплением и закладкой очистного пространства. Вследствие высокой стоимости добычи и малой производительности труда забойных рабочих систему используют только для выемки очень ценных руд.

         Системы разработки с обрушением вмещающих пород характеризуются заполнением выработанного пространства обрушенными вмещающими породами непосредственно за выемкой полезного ископаемого. Крутопадающие и мощные залежи с неустойчивой рудой и вмещающими породами разрабатывают системой слоевого обрушения, при которой выемка руды ведётся в нисходящем порядке горизонтальными слоями высотой 2,3—2,5 м. Для предотвращения проникновения в полезное ископаемое обрушенных пустых пород служит предохранительный деревянный настил (древесный мат). Доставка полезного ископаемого — скреперная. Потери 2—5%. Применяют для разработки ценных руд.

         Разработку горизонтальных и пологопадающих пластообразных залежей мощностью до 4—5 м ведут столбовыми системами с обрушением кровли. Шахтное поле разделяют на столбы шириной 25—80 м и длиной от 150 до 500—700 м; столбы отрабатывают по падению сплошным забоем (лавой) или заходками. Отбойка взрывным способом, а в слабых рудах — механическим (комбайнами). Потери полезного ископаемого 7—10% (при выемке заходками они возрастают до 15—20%). В СССР эти системы применяют для разработки месторождений марганцевых руд (Чиатура, Никополь).

         Системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород характеризуются массовой отбойкой или самообрушением руды с последующим её выпуском под обрушенными вмещающими породами. Применяют для разработки мощных залежей в устойчивых и неустойчивых породах. В СССР являются основными при разработке железных (90%) и фосфатных (100%) руд, широко распространены в цветной металлургии. По порядку выемки различают подэтажное и этажное обрушение. Высота подэтажей в зависимости от горнотехнических условий изменяется от 6—8 до 35—40 м; каждый подэтаж имеет горизонт выпуска и доставки. В соответствии с выбранными параметрами системы применяют различные методы взрывной отбойки. При разработке крутопадающих залежей богатых руд, склонных к самообрушению, применяют варианты системы подэтажного обрушения с выемкой руды под деревянным настилом.

         Известно много вариантов системы подэтажного обрушения, конструкция их отличается принятым порядком выемки, способом отбойки и выпуска полезного ископаемого, применяемым доставочным оборудованием и т.д. При небольшой высоте этажа (10— 18 м) применяют вариант системы «закрытый веер» (рис. 5).

Рисунок 5. Система подэтажного обрушения (вариант «закрытый веер»): 1 — подэтажный штрек (орт); 2 — выпускные выработки; 3 — подсечная выработка; 4 — штанговые скважины; 5 — буровые заходки.

При высоте подэтажа более 20 м руду отбивают на горизонтальные или вертикальные компенсационные камеры. Одностадийные системы с обрушением руды и вмещающих пород (без предварительной выемки компенсационных камер) обеспечивают улучшение технико-экономических показателей добычи. Вариант подэтажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями в зажатой среде, т. е. на ранее отбитую руду или обрушенные пустые породы (рис. 6).

Рисунок 6. Одностадийный вариант системы подэтажного обрушения с отбойкой руды вертикальными слоями в зажатой среде: 1 — выработки откаточного горизонта; 2 — рудоспуск; 3 — подэтажные выработки; 4 — выпускные воронки; 5 — буровые выработки; 6 — скважины; 7 — отбитая руда; 8 — обрушенная порода.

Отработку ведут секциями площадью до 200 м². При подэтажном обрушении с отбойкой руды наклонными слоями на подконсольное пространство скважины бурят из выработок бурового или доставочного горизонта; в последнем случае для предотвращения разрушения скреперных выработок скважины недозаряжают на 10—12 м от устья. Выпуск ведут из двух-трёх рядов воронок под защитой потолочины, препятствующей преждевременному проникновению пустых пород.

Эффективен вариант подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды и доставкой её к рудоспускам самоходными машинами (рис. 7). Подготовка блоков заключается в проведении через 7—9 м на контакте с лежачим боком подэтажных штреков, из которых в шахматном порядке проходят орты, служащие для бурения, погрузки и доставки руды. Расстояние между рудоспусками около 250 м. Потери руды в пределах 10—15%.

Рисунок 7. Система подэтажного обрушения с доставкой руды самоходными машинами (т. н. шведский вариант): 1 — подэтажный штрек; 2 — подэтажные орты; 3 — рудоспуск; 4 — погрузочно-доставочные агрегаты; 5 — буровые каретки; 6 — проходческие буровые каретки.

При системах разработки этажного принудительного обрушения (рис. 8) руду отбивают на всю высоту блока. Объём одновременно отбиваемой руды достигает несколько сотен тыс. т. Крепость и устойчивость руды может изменяться в широком диапазоне. Применяют отбойку на горизонтально-подсечные компенсационные камеры и вертикальные компенсационные щели или камеры. Отбойку в зажатой среде слоями толщиной 15—25 м обычно ведут на ранее взорванную руду, прилегающую к взрываемому массиву; магазинированную руду перед отбойкой разрыхляют частичным выпуском. Потери 12—18%.

Рисунок 8. Система этажного принудительного обрушения: 1 — выработки откаточного горизонта; 2 — скреперные выработки; 3 — выпускные воронки; 4 — материально-ходовые восстающие; 5 — скважины; 6 — рудоспуски; 7 — компенсационная камера.

Система этажного (блокового) самообрушения характеризуется постепенным самообрушением руды в пределах отрабатываемого участка и последующим её выпуском под обрушенными породами (рис. 9).

        Рисунок 9. Система этажного самообрушения: 1 — выработки откаточного горизонта; 2 — выработки горизонта доставки и вторичного дробления; 3 — смотровые восстающие; 4 — отрезные восстающие; 5 — выработки вентиляционного горизонта; 6 — выработки горизонтов ослабления.

Высота блока от 60 до 120—150 м. площадь подсечки в зависимости от физико-механических свойств руды и величины горного давления изменяется от 900 до 2500м². Для предотвращения зависания руды у границ блоков производят боковую отрезку: подэтажными окаймляющими выработками, узкими магазинами или отрезными камерами, взрыванием веерных комплектов скважин. При отработке блоков, граничащих с выработанными участками, руда обрушается крупными глыбами, что затрудняет выпуск. Достоинство — высокая производительность труда забойных рабочих и низкая себестоимость добычи руды. Однако вследствие больших потерь и разубоживания руды (в среднем 20—25%) система не получила в СССР широкого распространения. В Криворожском бассейне (рудник «Ингулец») в слабых рудах применяют вариант подэтажного самообрушения; высота подэтажа 20—40 м, площадь подсечки 400—600 м². подсечку образуют взрыванием шпуров глубиной 4—5 м, пробурённых из выпускных выработок.

         Эксплуатацию мощных месторождений полезных ископаемых часто ведут комбинированными системами разработки, при которых камеры и целики примерно равных размеров извлекают одновременно или последовательно различными системами; подготовка блоков в этом случае осуществляется по единой схеме.

         За рубежом подземная разработка руд распространена в Канаде, США, Мексике, Чили, Швеции, Франции, ФРГ, Родезии, Замбии, ЮАР, Австралии; большое число подземных рудников относительно невысокой производительности имеется в Италии, Испании, Японии, на Филиппинах. Наиболее часто разработку ведут системами этажного самообрушения, подэтажного самообрушения, камерно-столбовыми, с креплением и закладкой очистного пространства. Применяется комплексная механизация основных и вспомогательных процессов, широко используется самоходное оборудование. Диаметр взрывных скважин обычно не превышает 56 мм, что обеспечивает хорошее дробление руды и высокую производительность погрузочно-транспортного оборудования.

         Основными направлениями совершенствования П. р. являются: вскрытие мощных месторождений наклонными стволами с выдачей руды на поверхность конвейерами и самоходными средствами; применение наклонных спиральных съездов для доставки в подземные выработки людей, оборудования и материалов; использование скипов большой ёмкости (более 50 т);устройство концентрационных горизонтов с увеличенной высотой ступени вскрытия; создание комбайнов для скоростного проведения выработок в крепких и средней крепости скальных породах с использованием новых средств разрушения этих пород, а также комбайнов и агрегатов для очистной выемки руд средней крепости; комплексное применение самоходных машин для механизации всех основных и вспомогательных процессов добычи; повышение мощности и производительности самоходных машин; снижение потерь и разубоживания руды при системах с обрушением руды и вмещающих пород; широкая конвейеризация подземного транспорта; внедрение автоматизированных систем управления и т.п.

Разработка угольных месторождений

Условия залегания угольных пластов отличаются большим разнообразием. Это, а также экономические причины обусловили применение различной технологии разработки угольных пластов. Как правило, для разрушения угля используют механические средства или взрывчатые вещества; реже гидравлические и химические. Технология очистных работ предполагает либо постоянное присутствие рабочих в очистном забое, либо безлюдную выемку угля. Выделяют различные способы выемки угля: комбайнами , стругами , отбойными молотками или взрывчатыми веществами. Наиболее перспективна выемка угля комбайнами и стругами в сочетании с механизированными крепями — механизированными комплексами. Такими комплексами в СССР добыто 48,0% угля из очистных забоев на пластах пологого и наклонного падения, где требуется навалка (1973). На крутых пластах выемка комплексами пока (1974) ограничена.

Различают системы разработки с длинными и короткими забоями

Система разработки с длинным забоем может быть сплошной, столбовой и комбинированной. Каждая из этих систем разработки имеет варианты в зависимости, например, от направления подвигания очистного забоя по отношению к элементам залегания пласта (по простиранию, падению, восстанию), способа подготовки этажа или яруса к очистной выемке, а при разработке мощных пластов — от метода их выемки по мощности: без разделения и с разделением на слои (наклонные, горизонтальные, поперечно-наклонные).

Сплошная система разработки. Характерным является одновременность проведения подготовит. выработок и очистной выемки угля в крыле этажа, панели. Подготовка очистного забоя (рис. 10) производится на расстоянии не менее 25—50 м от наклонных (бремсберга, уклона, ствола с ходками) или горизонтальных выработок путём проведения транспортной и вентиляционной выработок и разрезной печи между ними.

        Рисунок 10. Сплошная система разработки «лава — этаж»: 1 — наклонные выработки; 2 — этажный конвейерный штрек; 3 — просек; 4 — очистной забой (лава); 5 — этажный вентиляционный штрек; 6 — разрезная печь.

В разрезной печи монтируют средства механизации и приступают к очистной выемке угля; очистной забой перемещается от наклонной (горизонтальной) выработки к границе этажа (панели). Вслед за забоем в выработном пространстве проводят прилегающие к забою выработки. Такое положение забоев очистных и подготовительных выработок сохраняется в течение всего периода отработки этажа (яруса). Применяются также другие варианты системы, которые зависят от угла падения пластов и различаются способами подготовки пласта, проведения выработок и т.п. Сплошная система разработки характеризуется малым первоначальным объемом проходимых выработок при подготовке нового очистного забоя. Её основные недостатки: сложные условия поддержания штреков; большие утечки воздуха через выработанное пространство; возможность встречи непредвиденного геологического нарушения и остановки лавы по этой причине. Сплошная система разработки затрудняет использование высокопроизводительных комплексов и агрегатов. Поэтому её применение должно быть ограничено тонкими пластами, залегающими на больших глубинах, и одиночными незащищенными пластами, опасными по внезапным выбросам угля и газа или горным ударам.

         Столбовая система разработки. Характерным для столбовых систем разработки является проведение подготовительных выработок до начала очистных работ; эти выработки оконтуривают запасы угля в пределах этажа, яруса, выемочного столба.

         Вариант столбовой системы разработки по простиранию при панельном способе подготовки шахтного поля представлен на рис. 11.

Рисунок 11. Система разработки длинными столбами по простиранию: 1 — откаточный штрек; 2 — конвейерный ярусный штрек; 3 — разрезная печь; 4 — вентиляционный ярусный штрек; 5 — промежуточная приёмно-отправительная площадка; 6 — нижняя приёмно-отправительная площадка.

Около главного откаточного штрека у наклонных выработок сооружают приёмно-отправительную площадку, обеспечивающую приём и отправление грузов от околоствольного двора к очистным забоям и обратно. От площадки до верхней (или нижней) границы панели проводят наклонные выработки: бремсберг (уклон) и ходки, которые используются для подачи воздуха, вспомогательного транспорта, спуска — подъёма людей. Уголь транспортируется ленточными конвейерами по бремсбергу (уклону). От наклонных выработок в обе стороны проводят ярусные штреки (транспортный и вентиляционный) со вспомогательными выработками (заездами, сбойками и др.). По мере отработки подготавливается следующий ярус, для чего проходят новые штреки. Столбовая система разработки устраняет недостатки, присущие сплошной, однако она характеризуется повышенными потерями (на 5—7%) угля в целиках и увеличенным первоначальным объёмом проводимых подготовительных выработок. Её применение позволяет повысить нагрузку на очистной забой, улучшить основные технико-экономические показатели. Находит широкое применение при разработке пластов тонких и средней мощности, а также при слоевой разработке мощных пластов.

Получает распространение система разработки длинными столбами с подвиганием очистного забоя по падению (рис. 12) или восстанию пласта. От выработки, вскрывающей пласт, проводится главный полевой откаточный штрек. Параллельно полевому проводят пластовый штрек и две наклонные выработки до вентиляционного горизонта, где их соединяют разрезной печью. Длина выемочного столба до 1000—1500 м и более, ширина соответствует длине лавы. Очередной столб подготавливается путём проведения новых наклонных выработок и разрезной печи. Система разработки с перемещением забоя по падению позволяет обеспечить снижение удельного объёма проводимых и поддерживаемых выработок; постоянную длину лавы в пределах выемочного столба (что особенно важно при оснащении очистного забоя механизированным комплексом оборудования или агрегатом); простую и надёжную схему подземного транспорта; прямоточную схему проветривания с подачей воздуха к источникам выделения метана (очистной забой, выработанное пространство, уголь на конвейере, подготовительной выработки). Недостатки: большой объём наклонных выработок, проведение и эксплуатация которых обходятся дороже, чем горизонтальных. При высокой водообильности применяют аналогичную систему разработки с перемещением очистного забоя по восстанию пласта. Оба варианта системы разработки благодаря их технико-экономическим преимуществам являются наиболее прогрессивными для выемки тонких и средней мощности пластов с углом падения до 12—15°.

        Рисунок 12. Система разработки длинными столбами по падению: 1 — пластовый штрек; 2 — главный откаточный полевой штрек; 3 — конвейерный бремсберг; 4 — вентиляционный ходок; 5 — разрезная печь; 6 — главный вентиляционный полевой штрек.

         Систему разработки длинными столбами по простиранию или по падению применяют также при выемке мощных пологих пластов.

         При разработке тонких и средней мощности наклонных и крутых пластов наибольшее распространение получила система разработки длинными столбами по простиранию. На выбор размеров выемочного поля по простиранию и длины очистного забоя решающее влияние оказывает способ выемки угля. При буровзрывной выемке угля длина выемочного поля не превышает 300—400 м, при механизированной может достигать 1000 м и более. Каждое выемочное поле вскрывают промежуточными квершлагами, от которых по пласту проводят откаточный (конвейерный) и вентиляционный штреки (рис. 13).

Рисунок 13. Система разработки длинными столбами по простиранию с разделением этажа на подэтажи: 1 — промежуточный квершлаг; 2 — пластовый откаточный штрек; 3 — разрезная печь; 4 — вентиляционный штрек; 5 — промежуточные штреки; 6 — скат; 7 — этажный вентиляционный штрек; 8 — этажный откатный штрек.

Система разработки длинными столбами по падению (щитовая) применяется для разработки крутых пластов с передвижной оградительной крепью в виде щитового перекрытия. Впервые предложена в СССР Н. А. Чинакалом и применяется на шахтах Кузнецкого бассейна начиная с 1938. Этаж высотой по вертикали 80—100 м разделяют на выемочные поля размерами по простиранию 250—300 м. Их, в свою очередь, делят на отдельные щитовые столбы (см. Щитовая выемка). Длина очистного забоя и способ подготовки столба зависят от применяемой технологии выемки угля. При буровзрывном способе выемки угля (рис. 14) длина очистного забоя не превышает 24—30 м; через каждые 6 м под щитовое перекрытие проводятся углеспускные печи (скважины). Эта система при буровзрывном способе имеет недостатки: высокие эксплуатационные потери, большой объём подготовительных работ, низкая степень механизации и высокий уровень ручного труда, высокая аварийность. Вследствие этого она неперспективна.

        Рисунок 14. Система разработки длинными столбами по падению (щитовая): 1 — углеспускные печи; 2 — ходовая печь; 3 — сбойки; 4 — обходная вентиляционная печь.

         При механизированной отбойке угля с применением щитовых агрегатов доставка угля осуществляется по фланговым печам, а длина очистного забоя достигает 55 м.

         При щитовой системе разработки боковые породы самопроизвольно обрушаются вслед за опусканием щита по падению. Область применения этой системы разработки ограничивается пластами с углами падения св. 55°.

         При столбовых системах разработку; мощных пластов с разделением на слои пласты делят на наклонные, горизонтальные и поперечно-наклонные слои условными плоскостями, ориентированными в пространстве соответственно наклонно но падению пласта, параллельно почве (или кровле), горизонтально между лежачим и висячим боками и, наконец, с наклоном в сторону почвы под углом 30—40° к горизонту. Толщина слоя не превышает 3,5 м.

         Система разработки горизонтальными полосами по простиранию в восходящем порядке применяется на пластах мощностью 3,0—4,5 м с углами падения свыше 60° (рис. 15) при гидравлической закладке выработанного пространства и выемке угля с помощью комбайнов. Пласты большей мощности могут отрабатываться послойно, толщина слоя при этом не должна превышать 4,5 м. Выемочное двукрылое поле размерами по простиранию 300—400 м вскрывается на откаточном и вентиляционном горизонтах промежуточными квершлагами. На флангах поля проводятся вентиляционные скаты, в его средней части по мере подвигания забоя по восстанию в выработанном и заложенном пространстве возводится углеспускной скат. В целях совмещения работ по выемке угля и возведению закладочного массива полосы левого и правого забоя попеременно опережают друг друга по восстанию на половину высоты вынимаемой полосы, равной 4,5—5,0 м. Выемка угля осуществляется одним или двумя комбайнами в противоположных крыльях выемочного поля. Доставка угля от комбайнов к углеспускному скату производится конвейерами. По окончании выемки угля в крыле комбайн перегоняется в смежное крыло по переходной ферме, расположенной над углеспускным скатом, и производится приём гидрозакладки из пульповода, проложенного по фланговому скату.

        Рисунок 15. Система разработки горизонтальными полосами по простиранию в восходящем порядке: 1 — конвейерный квершлаг; 2 — вентиляционный скат; 3 — вентиляционный квершлаг; 4 — углеспускной скат; 5 — полевой вентиляционный штрек; 6 — полевой откаточный штрек.

         Система разработки поперечно-наклонными слоями мощных крутых пластов применяется только при управлении кровлей путём закладки выработанного пространства. Выемка угля в слоях производится с помощью буровзрывных работ.

         При разработке пологих мощных пластов наклонными слоями пласт делится на два и более слоев (рис. 16). Для этого от наклонных выработок до границы шахтного поля (панели) проводят откаточный штрек. В качестве вентиляционного используют откаточный штрек отработанного вышерасположенного этажа. У границы шахтного поля (панели) по верхнему слою проводят разрезную печь и два слоевых штрека — конвейерный и вентиляционный. Конвейерный слоевой штрек соединяют с откаточным, а вентиляционный слоевой — с этажным вентиляционным штреком. Аналогично ведётся подготовка очистного забоя по нижнему слою. Очистные работы ведутся с опережением забоя верхнего слоя по отношению к нижнему. Величина опережения зависит от принятого порядка отработки слоев. Практикуют одновременную отработку слоев с небольшими опережениями между ними (до 100 м) и последовательную — с независимой подготовкой каждого слоя. Между слоями обычно оставляют пачки угля толщиной 0,3—0,6 м или реже используют гибкие перекрытия из металлических полос и сетки. Выемку слоев производят по принципу длинных столбов по простиранию или падению (при углах до 12—15°).

        Рисунок 16. Разработка мощного пологого пласта с разделением на наклонные слои: 1 — откаточный штрек; 2 — сбойки; 3 — конвейерный штрек; 4 — слоевой конвейерный штрек; 5 — слоевой вентиляционный штрек; 6 — вентиляционный штрек.

         Система разработки наклонными слоями мощных крутых и наклонных пластов применяется при управлении кровлей обрушением и закладкой выработанного пространства. При обрушении кровли слои отрабатывают в нисходящем порядке с применением буровзрывной выемки угля под гибким металлическим перекрытием. Такая система разработки применяется на пластах мощностью свыше 4,5 м.

         При управлении кровлей закладкой выработанного пространства отработка наклонных слоев производится в восходящем порядке; количество слоев не превышает 4, толщина слоя 3,5 м. Наклонные слои вынимают буровзрывным или механизированным способами. При буровзрывной выемке угля размеры выемочного поля по простиранию не превышают 400 м,слои отрабатывают полосами по простиранию, длина очистного забоя в полосе не превышает 12 м. При механизированной выемке угля отработка наклонных слоев может производиться длинными столбами по простиранию или по восстанию. Длина очистного забоя при этом 30—200 м, длина выемочных полей по простиранию 400—1200 м, толщина вынимаемого слоя 2,5—3,5 м.Технология выемки угля с применением комплексов предусматривает увеличение вертикальной высоты этажа до 200— 250 м и применение в слоях упрочнённой закладки, которая, обладая высокой несущей способностью, обеспечивает безопасную работу механизированных крепей в последующих слоях без применения дополнительных перекрытий.

         Комбинированная система разработки мощных пологих пластов наклонными слоями с выпуском межслоевой толщи угля при использовании спец. угольного комплекса впервые применена на шахтах Кузбасса. Она предназначена для пластов мощностью 7—12 м с небольшой газоносностью. Пласт делят на два слоя, отрабатываемых независимо. Верхний, т. н. монтажный, слой имеет толщину 1,5—2,0 м. Его отрабатывают системой длинных столбов по простиранию (рис. 17).

        Рисунок 17. Комбинированная система разработки с выпуском угля межслоевой толщи при применении комплекса КТУ: 1 — вспомогательный бремсберг; 2 — конвейерный бремсберг; 3 — вентиляционный штрек монтажного слоя; 4 — конвейерный штрек монтажного слоя; 5 — основной вентиляционный штрек; 6 — вентиляционный ходок; 7 — конвейерный бремсберг; 8 — основной конвейерный штрек; 9 — главный откаточный штрек.

         Одновременно с выемкой угля монтируют гибкое металлическое перекрытие. На это перекрытие производят обрушение пород кровли. Нижний слой отрабатывают столбами по падению. Длина столбов 300—500 м, очистного забоя 40—80 м. Выемку угля в слое на высоту крепи (2,8 м) производят комбайном, а в межслоевой толще — с помощью буровзрывных работ. Разрушенный уголь межслоевой толщи выпускают на забойный конвейер через люки, имеющиеся в ограждении крепи.

         Системы разработки с короткими забоями делятся на камерные и камерно-столбовые. При камерных системах разработки длина камер может быть 200—300 м; ширина 4—15 м; междукамерных целиков от 2 до 6 м, участковых — 5—10 м.Размеры выемочного участка выбираются с таким расчётом, чтобы обрушение кровли происходило после его отработки, и на пологих пластах составляют 50—150 м.

         Камерно-столбовая система разработки отличается от камерной тем, что междукамерные целики частично погашаются (рис. 18), в результате чего повышается степень извлечения угля. Между конвейерным и вентиляционным штреками проходят одну — две камеры шириной 3,5—5 м, после чего погашают междукамерный целик, ширина которого 15—20 м. Междукамерный целик погашается заходками по 3,5—7,0 м с оставлением технологических целиков между ними шириной 0,6—1 м. Штреки и камеры крепятся анкерной крепью; заходки не крепятся. Основные условия применения технологии с короткими забоями: низкое качество угля (обычно энергетического с повышенной зольностью); мощность пласта 0,8—3,5 м; угол падения пласта до 15° (определяется возможностью работы самоходного оборудования); породы средней и выше-средней устойчивости; газообильность до 15 м³ на 1т добычи; глубина ведения горных работ до 300 м (т.к. с её увеличением резко возрастают потери угля в недрах) и др.

        Рисунок 18. Камерно-столбовая система разработки с выемкой целиков заходками: 1 — комбайн; 2 — самоходная вагонетка; 3 — раздвижной конвейер; 4 — самоходная буровая тележка.

         За рубежом подземная разработка угля широко развита в США, ПНР, Великобритании, ФРГ, Франции. В европейских странах преимущественное распространение получили системы разработки с длинными очистными забоями. На шахтах США, Канады, Австралии применяются системы разработки с короткими забоями, что связано с наличием благоприятных геологических условий.

         В области систем разработки основными задачами в угольной промышленности СССР являются дальнейшая концентрация и интенсификация горных работ. Это достигается: расширением применения систем разработки длинными столбами, особенно тех её вариантов, которые обеспечивают постоянство длины лавы, обособленное проветривание источников выделения метана; рациональным размещением подготовительных выработок в толще пласта и пород; прогнозированием геологических нарушений для обеспечения стабильной работы комплексов и агрегатов; созданием новых вариантов систем разработки и высокопроизводительных средств комплексной механизации, обеспечивающих выемку угля без присутствия рабочих в очистном забое; разработкой новых и усовершенствованием существующих систем разработки мощных (особенно крутых) пластов с закладкой (преимущественно гидравлической); разработкой комплекса мероприятий ведения горных работ на глубоких горизонтах с предварительной дегазацией пластов; управлением массивом горных пород с поверхности до начала ведения горных работ с целью исключения внезапных выбросов угля и газа, горных ударов и пр.; разработкой мероприятий по обеспечению комфортных и безопасных условий работы.

         В 1973 подземный способ составил 71% общей добычи угля в СССР.

Используемые источники

Шевяков Л. Д., Разработка месторождений полезных ископаемых, 4 изд., М., 1963;
Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых, М., 1969;
Килячков А. П., Технология горного производства, М., 1971;
Технологические схемы очистных и подготовительных работ на угольных шахтах, ч. 1—3, М., 1971—72;
Технология подземной разработки пластовых месторождений, М., 1972;
Трушков Н. И., Разработка рудных месторождений, т. 1—2, М., 1946—47;
Стариков Н. А., Системы разработки месторождений. Свердловск — М., 1947;
Агошков М. И., Разработка рудных месторождений, 3 изд., М., 1954;
Городецкий П. И., Разработка рудных месторождений, М., 1962;
Агошков М. И., Малахов Г. М., Подземная разработка рудных месторождений, М., 1966;
Каплунов Р. П., Черемушенцев И. А., Подземная разработка рудных и россыпных месторождений, М., 1966;
Именитов В. P., Технология, механизация и организация производственных процессов при подземной разработке рудных месторождений, М., 1973.