355 500 произведений, 25 200 авторов.

Электронная библиотека книг » Большая Советская Энциклопедия » Большая Советская Энциклопедия (ПО) » Текст книги (страница 18)
Большая Советская Энциклопедия (ПО)
  • Текст добавлен: 7 октября 2016, 13:23

Текст книги "Большая Советская Энциклопедия (ПО)"


Автор книги: Большая Советская Энциклопедия


Жанр:

   

Энциклопедии


сообщить о нарушении

Текущая страница: 18 (всего у книги 147 страниц)

  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 ). 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.

  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.

  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 (см. Перекрытие в горном деле). Выемку слоев производят по принципу длинных столбов по простиранию или падению (при углах до 12—15°).

  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 ).

  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 1 т добычи; глубина ведения горных работ до 300 м (т.к. с её увеличением резко возрастают потери угля в недрах) и др.

  Удельный вес различных систем разработки в общей добыче угля в СССР показан в табл.

Удельный вес систем разработки на угольных шахтах СССР (1973)


Бассейны Системы с длинными очистными забоями Систе– мы с корот– кими забо– ями
без деления пласта на слои с делением пласта на наклонные слои прочие (комбини– рованные, горизон– тальными слоями и др.)
сплош– ная столбо– вая в том числе столбо– вая с приме– нением щитов
Донецкий Подмосковный Кузнецкий Печорский Карагандинский По СССР 27,2 – 0,5 3,5 1,5 14,5 50,3 100,0 79,6 89,0 61,3 63,5 – – 12,4 – – 2,2 – – 5,5 6,5 37,2 7,4 22,5 – 11,7 1,0 – 13,8 – – 2,7 – – 0,8

  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. См. также ст. Угольная промышленность .

  Лит.: 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.

  Б. Ф. Братченко, А. П. Килячков.

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

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

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

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

Рис. 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.

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

Рис. 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.

Рис. 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.

Подземное выщелачивание

Подзе'мное выщела'чивание полезных ископаемых, метод добычи полезного ископаемого избирательным растворением его химическими реагентами в рудном теле на месте залегания с извлечением на поверхность. П. в. применяется для добычи цветных металлов и редких элементов, имеются предпосылки использования его для разработки фосфатов, боратов и др.

  П. в. цветных металлов известно с 16 в. (Испания), в крупных промышленных масштабах метод впервые освоен на медном руднике Кананеа в Мексике (1924) и на медноколчеданных месторождениях Урала (1939—42). Урановые руды разрабатываются П. в. с 1957. П. в. применяется в ряде стран (США, СССР, Франция, Япония, ГДР и др.); в 1974 этим способом было получено 20% мировой добычи меди.

  Выбор растворителя при П. в. зависит от состава руды и характера химического соединения, образуемого полезным компонентом.

  П. в. относится к фильтрационным процессам и основано на химических реакциях «твёрдое тело – жидкость».

  При П. в. проницаемых рудных тел месторождение вскрывается системой скважин, располагаемых (в плане) рядами, многоугольниками, кольцами. В скважины подают растворитель, который, фильтруясь по пласту, выщелачивает полезные компоненты. Продуктивный раствор откачивается через другие скважины (рис. 1 ). В случае монолитных непроницаемых рудных тел залежь вскрывают подземными горными выработками, отдельные рудные блоки дробят с помощью буровзрывных работ (рис. 2 ). Затем на верхнем горизонте массив орошают растворителем, который, стекая вниз, растворяет полезное ископаемое. На нижнем горизонте растворы собирают и перекачивают на поверхность для переработки.

  Одно из основных препятствий для применения П. в. – низкая скорость реакций, для увеличения которой ведутся исследования способов воздействия на рудный массив электрическими и электромагнитными полями, предварительным нагревом, обжигом и др. Для П. в. применяются также ядерные взрывы и микробиологические способы (см. Бактериальное выщелачивание ).

  П. в. позволяет вовлечь в разработку месторождения полезных ископаемых, залегающие на значительных глубинах (недоступных по экономическим показателям для обычной технологии), месторождения бедных руд и т.п. См. также Гидрометаллургия , Выщелачивание .

  Лит.: Бахуров В. Г., Руднева И. К., Химическая добыча полезных ископаемых, М., 1972; Арене В. Ж. [и др.], Геотехнологические способы добычи полезных ископаемых, в кн.: Технология разработки месторождений твёрдых полезных ископаемых, т. 11, М., 1973.

  В. Ж. Аренс.

Рис. 2. Схема подземного выщелачивания скальных руд: 1 – ёмкость для растворителя; 2 – насос; 3 – трубопровод рабочих растворов; 4 – отрабатываемый блок руды; 5 – ёмкость для сбора продуктивных растворов; 6 – насос; 7 – ёмкость для продуктивных растворов на поверхности; 8 – сорбционная установка; 9 – отстойник отработанного раствора; 10 – ёмкость для доукрепления растворов; 11 – пресс-фильтр.

Рис. 1. Схема отработки пластовых месторождений выщелачиванием через скважины: 1 – узел приготовления растворов; 2 – нагнетательные скважины; 3 – дренажные скважины; 4 – компрессор; 5 – воздухопровод для эрлифта продуктивных растворов; 6 – коллектор для продуктивных растворов; 7 – отстойник; 8 – установка для переработки раствора.

Подземное растворение

Подзе'мное растворе'ние полезных ископаемых, метод добычи полезного ископаемого через скважины растворением водой на месте его залегания. Применяется для разработки залежей каменной и калийных солей.

  Добыча рассолов каменной соли через скважины известна с 12—14 вв. (см. Бурение ). Технология управляемого П. р. солей была предложена Е. Н. Трэпом (США) в 1933 и усовершенствована в СССР П. А. Кулле и П. С. Бобко. П. р. калийных солей в промышленном масштабе освоено в Саскачеване (Канада) только в 1964.

  При П. р. соляная залежь вскрывается скважиной, которая оборудуется концентрично расположенными свободновисящими рабочими колоннами: водоподающей и рассолозаборной (рис. ). Растворитель – вода поступает в соляную залежь под давлением по кольцевому зазору между рассолозаборной и водоподающей колоннами.

  Для получения рассолов промышленной концентрации (305—310 г/л ) отработка продуктивной толщи ведётся в камерах ступенями снизу вверх. К кровле камеры подаётся нерастворитель – нефть, керосин или воздух, который предохраняет потолочину от растворения. Растворитель, нагнетаемый в камеру, легче заполняющего рассола. Поэтому он всплывает к верхней части камеры и, соприкасаясь с массивом соли, постепенно насыщается и опускается до башмака рассолозаборной колонны. Рассол под остаточным давлением извлекается по рассолоподъёмной колонне на поверхность. От скважины по трубопроводам рассол направляется через контрольно-распределительный пункт в резервуар кондиционного рассола, откуда транспортируется к потребителям. Растворы, получаемые методом П. р., являются исходным сырьём для извлечения хлора, соды, пищевой соли и других продуктов. В 1973 в СССР методом П. р. добыто более 20 млн. м3 рассолов.

  Развитие П. р. связано с интенсификацией процесса конгруэнтного растворения и внедрением способов избирательного растворения (применением добавок тяжёлых металлов, созданием магнитного поля, использованием нагретого растворителя и др.).

  П. р. используется также для создания в соляных отложениях ёмкостей-хранилищ нефтепродуктов и сжиженных газов. См. также Геотехнология .

  Лит.: Здановский А. Б., Галургия, Л., 1972.

  Е. Ж. Аренс.

Схема добычи каменной соли подземным растворением: 1 – основная тампонажная колонна; 2 – соляной пласт; 3 – водоподающая колонна; 4 – рассолоподъёмная колонна; 5 – водопровод; 6 – рассолопровод; 7 – трубопровод нерастворителя.


    Ваша оценка произведения:

Популярные книги за неделю