21855

Управление геомеханическими процессами при комбинированной разработке месторождений полезных ископаемых

Лекция

География, геология и геодезия

Особенности напряжённодеформированного состояния опорных и потолочных целиков в зоне влияния карьера. Погашение подземных пустот в бортах и под дном карьера. Важно также знать допустимые вертикальные обнажения пород в пустотах выходящих на уступы карьера. Определение безопасной толщины потолочного целика над подземными пустотами между уступами карьера и подземными пустотами.

Русский

2013-08-04

474.5 KB

50 чел.

16

Тема 10. Управление геомеханическими процессами при комбинированной разработке месторождений полезных ископаемых. 4 часа.

Классификация комбинированной разработки рудных месторождений. Особенности геомеханических задач при комбинированной разработке месторождений. Устойчивость подработанных бортов и уступов карьеров. Предпочтительные направления развития фронтов очистных работ в карьере и руднике. Особенности напряжённо-деформированного состояния опорных и потолочных целиков в зоне влияния карьера. Определение зон влияния открытых и подземных выработок при комбинированной разработке месторождений. Погашение подземных пустот в бортах и под дном карьера.

10.1. Классификация комбинированной разработки рудных месторождений.

Комбинированная (открыто-подземная) разработка — это самостоятельный способ извлечения полезных ископаемых из недр в пределах одного месторождения с присущими ему особенностями, достоинствами и недостатками. В основу выделения отдельных разновидностей комбинированной разработки положены принципы пространственного и временного сочетания открытых и подземных разработок в пределах одного месторождения (рис. 10.1).

Рис. 10.1. Схемы комбинированной разработки месторождений.

При этом предполагается, что основным признаком пространственно-временного совмещения открытых и подземных горных работ является проведение их в зонах взаимного геомеханического влияния. 

С точки зрения пространственного совмещения могут быть варианты совмещения открытых и подземных работ:

  •  в вертикальном направлении (рис.10.1, схема 1);
  •  в горизонтальном направлении (рис.10.1, схема 2);
  •  в вертикальном и горизонтальном направлениях (рис.10.1, схема 3).

В отношении временного сочетания следующие варианты:

  •  открыто-подземная разработка (открытые работы сначала, затем – подземные);
  •  подземно-открытая;
  •  одновременная (совместная) разработка открытым и подземным способом.

В горной практике выделяется также повторная разработка месторождений, которую некоторые специалисты относят к самостоятельному способу извлечения полезных ископаемых из недр, ввиду ее выраженной специфики. Классификация видов повторной разработки вполне укладывается в приведенные схемы с точки зрения пространственно-временного сочетания горных работ. Однако следует заметить, что при повторной разработке рудных месторождений, гораздо чаще используют специальные методы добычи.

К специальным методам относят гидродобычу, выщелачивание, выплавление, бактериологический метод и т.д. Каждый из них обладает особой спецификой технологии добычи, основанной на физико-механических и физико-химических принципах, и, в ряде случаев, эффективно дополняет методы комбинированной и повторной разработки рудных месторождений (как коренных, так и переотложенных).

В принципе возможны две крайние ситуации, при которой проблема совместной разработки месторождения отпадает:

когда рудная горизонтальная или пологопадагощая залежь имеет ограниченное распространение на глубину и залегает недалеко от поверхности;

когда крутопадающая слепая залежь имеет сравнительно небольшую мощность и располагается на значительной глубине.

В первом случае месторождение целесообразно отрабатывать только открытым способом, а во втором — подземным. Все промежуточные по горно-геологическим условиям ситуации могут удовлетворять требованиям совместной разработки, которая регламентируется экономическими соображениями.

Предпосылки к повторной разработке месторождений более разнообразны и в большинстве своем исходят из экономических соображений.

Причинами, побудившими вернуться к повторной разработке месторождений, могут быть:

  •  изменение кондиций на полезное ископаемое;
  •  снижение стоимости технологии горных работ;
  •  разработка новых схем добычи;
  •  появление высокопроизводительной техники и др.

Из всех перечисленных причин превалирующей является переоценка запасов месторождения. Она может быть следствием изменения кондиционного содержания полезных компонентов в рудах, переоценки потерянных при первичной отработке руд, устранения ранее мешавших факторов (отвод рек, осушение водоемов или массивов пород и др.), в результате влияния которых оставлены запасы.

Рациональное использование содержащихся в недрах минеральных богатств имеет первостепенное значение для народного хозяйства страны, однако потери при добычи некоторых видов минерального сырья продолжают оставаться высокими.

Так, при подземной разработке в недрах остается до 25% балансовых запасов руд черных, цветных и редких металлов, до 60% калийных солей. По данным бывшего Госгортехнадзора СССР, потери богатой руды в Криворожском бассейне с учетом неправильно списанных запасов составляют 50%. На Тырныаузском комбинате потери роговиковых руд с учетом подработанных и списанных запасов составляют 54%.

Для повторной разработки потерянных руд необходимо знать их общее количество, которое накопилось в зоне обрушения с начала эксплуатации месторождения, а также распределение потерянных руд в выработанном пространстве, особенно количество потерянных руд в лежачем боку, так как эти руды наиболее доступны разработке как открытым, так и подземным способом. Следует также знать содержание металла в разубоженных рудах.

10.2. Особенности геомеханических задач при комбинированной разработке месторождений.

При комбинированной разработке возникает ряд специфических геомеханических задач. Приведем основные из них:

1. Определение размеров допустимых горизонтальных и вертикальных обнажений пород. Это — одна из важнейших задач, от решения которой зависит целый ряд вопросов рационального и безопасного ведения горных работ: установление безопасных параметров и режимов работы карьерного оборудования над пустотами; выяснение степени сейсмического воздействия взрывов в карьере на состояние подземных камер и др. Важно также знать допустимые вертикальные обнажения пород в пустотах, выходящих на уступы карьера.

2. Определение безопасной толщины потолочного целика над подземными пустотами (между уступами карьера и подземными пустотами). Задача примыкает к предыдущей и тесно с ней взаимосвязана. То, что потолочина верхней плоскостью выходит в карьер, накладывает особенности на методику решения задач. Существенно осложняют расчеты наличие механизмов и людей, периодические мощные взрывы в карьере.

3. Определение размеров опорных целиков при проведении
подземных разработок под дном и в бортах действующего карьера. Напряженно-деформированное состояние опорных целиков в зоне влияния карьера будет отличным от состояния аналогичных целиков вне зоны карьера. Условия прочности и устойчивости их будут в отдельных случаях совершенно иными. Все это обусловливает самостоятельную, отличную от распространенных методику определения их размеров.

4. Определение размеров барьерных целиков. Назначение барьерных целиков при совместной разработке месторождений разнообразно, и функции их неравнозначны. Они могут быть оставлены для изоляции подземных горных выработок от карьера, локализации в определенном направлении процесса сдвижения горных пород, изоляции затопленных участков и т.п. В каждом случае требуется найти минимальные размеры, оптимальную форму и место расположения барьерного целика, обеспечивающие и назначение его, и наименьшие потери полезного ископаемого.

5. Установление наиболее рациональных порядков ведения
подземных горных работ и схем развития карьера. Известно, что устойчивость подрабатываемого борта карьера зависит не только от абсолютных величин подработки (размеров, глубины и размещения в откосе подземных выработок). Существенным здесь является направление развития фронта подземных работ: от откоса, к откосу, параллельно ему, нисходящая или восходящая отработка и т.д. Для достижения наиболее рациональных геомеханических режимов важно, как будут развиваться горные работы в карьере относительно подземных выработок. Следует заметить, что решение этой группы задач имеет значение не только с геомеханической точки зрения. Большой комплекс технологических, технико-экономических и организационных вопросов совместно работающих рудника и карьера определяется решением задач о порядке развития горных работ. Поэтому здесь уместно ставить также задачу оптимизации частных решений.

6. Изучение напряженного состояния подработанных бортов карьеров. Эта задача может быть также отнесена к категории определяющих, так как ее решение — основа для решения группы других задач. Напряженное состояние подработанного борта карьера в весьма сложной форме зависит от множества факторов, в том числе от размеров и количества подземных выработок, их положения относительно откоса борта, динамики горных работ. При наличии осложняющих геологических и гидрогеологических факторов эта задача становится исключительно трудной.

7. Выбор способов погашения подземных пустот для обеспечения безопасности карьерных работ. Каждый из способов
(закладка пустот, обрушение окружающих пород, изоляция) вызывает различный геомеханический эффект в окружающем массиве горных пород. Все это исключительно важно как для решения локальных задач (устойчивость опорных целиков или потолочин, устойчивость уступов, транспортных берм и т.д.), так и в масштабах месторождения в целом (устойчивость откоса борта карьера, развития сдвижения или обрушение пород в больших масштабах).

8. Изучение особенностей развития деформаций подработанных бортов карьеров. Даже у неподработанных карьеров деформация бортов развивается различно, в зависимости от условий залегания пород и силовой обстановки. Тем не менее, основные закономерности этих деформаций чаще всего можно прогнозировать с достаточной для технических целей точностью. Вместе с тем, наличие в борту или под дном карьера динамичного комплекса подземных выработок существенно усложняет эти закономерности.

9. Изучение влияния откоса борта карьера на распределение и величины напряжений в опорных, барьерных и потолочных целиках. Характер нагружения всех видов подземных целиков в зоне влияния откоса борта карьера меняется. Изменяются также роль и соотношения нормальных и касательных напряжений в потере устойчивости и прочности целиков. Вместе с этим появляются и возможности управления напряженным состоянием целиков.

10. Изучение особенностей развития сдвижения и обрушения пород при подземных разработках в бортах карьеров. Решение этой задачи весьма сложно (особенно для скальных пород) и важно в условиях совместной разработки, когда зона сдвижения и обрушения пород выходит на поверхность непосредственно на участках действующего карьера.

11. Изучение закономерностей воронкообразования в зоне карьера при подземных работах с обрушением. С одной стороны, внезапное появление воронки обрушения на участке карьера может иметь катастрофические последствия, с другой — прогнозирование ее развития способствует сокращению сроков простоев участка карьера в связи с выходом на поверхность.

12. Изучение влияния массовых взрывов в карьере на устойчивость целиков и потолочин подземных камер. Для отбойки горной массы на уступах карьера применяются весьма мощные взрывы, при которых часто используются десятки и сотни тонн взрывчатых веществ за один раз. Достаточно сильные взрывы производятся и для погашения пустот при подходе к ним уступов карьера. В результате этого подземные целики и потолочины испытывают многократное динамическое (сейсмическое и ударное) силовое воздействие, ослабляющее их и, в конечном итоге, приводящее к потере устойчивости и разрушению. Преждевременный выход из строя целиков может помимо аварий серьезно нарушить технологический ритм открытых и подземных работ.

13. Изучение влияния подземных массовых взрывов на устойчивость уступов и откосов бортов карьера. Аналогично предыдущему взрывы большого количества ВВ в подземных камерах могут существенно ослабить не только отдельные уступы, но и участки борта в целом. В совокупности с другими факторами это может послужить причиной обрушений и оползней в карьере.

14. Изучение деформаций подработанных транспортных берм карьера. Деформации, связанные с подработкой подземными работами, допустимые на обычных уступах, могут оказаться неприемлемыми для транспортных коммуникаций карьера. Выявление характера и величин деформаций на этих участках будет способствовать не только принятию соответствующего требования к порядку работ, но и разработке активных мер вмешательства в механику процессов.

15. Комплекс гидромеханических задач. Многие месторождения обводнены или залегают под комплексом осадочных обводненных пород. Глубокое водопонижение, вызываемое подземными выработками, может различно сказываться на устойчивости и деформируемости верхних комплексов пород. Задачи управления гидрогеомеханическими процессами при системах подземной разработки с обрушением обводненных пород сложны. При правильном решении сочетание открытых и подземных работ может дать существенный положительный эффект. Систематическое исследование и решение многих задач гидрогеомеханического профиля началось лишь в последние годы.

При повторной разработке месторождений задачи в области геомеханики во многом аналогичны задачам комбинированного способа. На многих из них нет необходимости подробно останавливаться, поэтому в перечне задач повторного способа разработки будут названы задачи, характерные исключительно для него. При рассмотрении задач будем придерживаться подразделения способа повторной разработки на схемы, принятые ранее.

При открытых работах на участке подземных разработок (см. рис. 9.1, схема 3) ситуация характеризуется динамичностью открытых горных работ и статичностью подземных. При этом может возникнуть необходимость в решении комплекса геомеханических задач.

1. Комплексное изучение инженерно-геологического и горнотехнического состояния пород и выработок на участке влияния первичной (в данном случае — подземной) разработки. Первоначальные состояния и свойства массива горных пород существенно изменяются после первичной разработки к моменту повторных горных работ. В отдельных случаях выполняется практически заново весь комплекс инженерно-геологических изысканий с последующим определением всех необходимых характеристик не только пород, но и массива закладки, обрушенных масс (если они имеются). В равной степени важно знать горнотехническую обстановку предшествующих работ: расположение, форму, размеры, состояние горных выработок и т.д.

2. Оценка устойчивости обнажений пород в подземных горных выработках. Особенность повторной разработки участка старых подземных работ заключается в том, что участвующие в последующих геомеханических процессах элементы подземной части общего комплекса уже заданы. Поэтому возникает задача оценки состояния и свойств элементов подземного рудника, наиболее важным среди которых можно считать оценку устойчивости обнажений горных пород.

3. Оценка устойчивости и несущей способности опорных целиков и потолочин камер (первичной разработки). Если при оценке устойчивости обнажений пород ошибка в установлении их размеров допустима до нескольких метров, то для опорного целика она должна быть не более 0,5—1 м.

4. Оценка существующих и определение размеров новых барьерных целиков. Сложность проектирования целиков в этом случае существенно выше, так как не всегда удается получить достоверные сведения от изолируемой части старых подземных выработок, труднее прогнозировать качество целиков.

5. Выбор способов погашения пустот. Задача отличается от аналогичной при совместной разработке месторождений тем, что со стороны подземных выработок доступ к пустоте может быть ограничен или отсутствовать. Это создает серьезные затруднения для контроля за полнотой погашения пустоты. Вместе с тем, в рассматриваемом случае ограничены возможности для качественного погашения пустот и контроля за их состоянием и со стороны карьера. Все это накладывает соответствующие требования и условия при решении задач.

Повторные подземные работы (рис. 10.1, схема 2) представляют собой наиболее сложный вариант подземных работ, особенно, если предшествующие горные работы выполнялись много лет назад. При этом может возникнуть множество задач.

1. Выбор способа управления горным давлением или, иначе формулируя, выбор системы разработки (с обрушением, закладкой, с поддержанием очистных камер и т.д.). При решении этой задачи, кроме общеизвестных факторов, необходимо учитывать состояние уже нарушенного подземными работами массива, а также прогнозировать возможное его поведение при повторной подработке.

2. Изучение воздействия ранее отработанных участков (или зон их влияния) на напряженно-деформированное состояние пород при повторной разработке. Как на ранее отработанных участках, так и в близлежащем массиве пород первоначальное поле напряжений существенно искажается, происходят существенные деформации, а местами и разрушение пород. Все это, несомненно, влияет на формирование напряжений и развитие деформаций пород в зоне повторных горных работ.

3. Изучение характеристик вторичного сдвижения массива подработанных горных пород. Поскольку изменились условия, сдвижение горных пород при повторной подработке одного и того же участка должно измениться. Нужно отметить, что подобная задача в горной науке практически не разработана.

4. Изучение состояния и свойств подработанного массива пород с целью проведения в нем горных выработок. Эта задача специфическая. Для ее решения необходимо сформулировать условия и способы проходки, вид крепи и требования к ней.

5. Изучение устойчивости обнажений массивов подработанных ранее пород или массивов закладки. При повторной разработке месторождения часто встречаются с проблемой выемки старых междукамерных или панельных целиков, потолочин камер. Последние могут иметь закладку, физико-механическое состояние которой определяет и технологию очистных работ в целиках.

6. Определение несущей способности целиков, сооружаемых в ранее подработанном массиве пород или массиве закладки. Задача тесно связана с предыдущей; решение ее позволяет эффективно изменять технологические схемы отработки, а также более гибко управлять геомеханическими процессами.

При подземных работах на участке, ранее разрабатывавшемся карьером, как в геомеханическом, так и в технологическом отношении, ситуация сравнительно проста. Здесь необходимо решать подавляющую часть задач совместной разработки. Из задач, специфических для данной схемы, можно назвать задачу оценки устойчивости уступов и откоса борта карьера. Могут также возникнуть задачи гидрогеомеханического порядка.

10.3. Устойчивость подработанных бортов и уступов карьеров.

В настоящее время для оценки устойчивости откосов бортов (или уступов) карьеров наибольшее применение находит подход, в соответствии с которым предполагается, что в массивах пород уступов и бортов образуется так называемая призма обрушения (призма сползания). Со стороны массива призма обрушения ограничена потенциальной поверхностью разрушения (скольжения), т.е. поверхностью, вдоль которой напряжения, достигнув предельной величины, приведут к разрушению.

Существуют строгие методы решения задачи устойчивости откосов, но они связаны с довольно значительными техническими трудностями и не являются универсальными для инженерных расчетов. Поэтому в практике горного дела получили распространение приближенные методы, в которых форма поверхности скольжения принимается априорно и вдоль нее рассчитывают соотношение сдвигающих и удерживающих сил.

В этом случае условие устойчивости откоса записывается в виде:

ΣSi > ΣTi,                                                                      (10.1)

где ΣSi — сумма удерживающих сил по наиболее слабой поверхности; ΣTi — сумма сдвигающих сил по той же поверхности.

Их отношение n = ΣSi / ΣTi носит название коэффициента запаса устойчивости. Соответственно, поверхность, по которой n = 1, называют предельной, или поверхностью скольжения.

Cопротивление сдвигу горных пород в общем случае зависит от нормальных напряжений, действующих на площадке сдвига, и прочностных свойств пород:

τ = τ0 + σn tgφ,                                                                                   (10.2)

где τ0 — сцепление горных пород; σn — нормальное напряжение к площадке сдвига; τ — касательное напряжение, действующее вдоль площадки сдвига; φ — угол внутреннего трения.

Тогда, в условиях плоской задачи, с учетом зависимости (10.1) получим:

ΣTi = fср ΣNi + L τср,                                                                         (10.3)

где ΣTi и ΣNi — суммы сдвигающих и нормальных (удерживающих) сил по поверхности скольжения; fср = tgφср и τср — средние значения коэффициента трения и сцепления по всей поверхности скольжения; L — длина поверхности (линии в плоской задаче) скольжения.

С использованием изложенных принципов расчет устойчивости откоса производят следующим образом:

Участок массива пород, ограниченный откосом АВС и круглоцилиндрической поверхностью скольжения АС1 и высотой СС1 предельно устойчивого вертикального обнажения пород, делят на ряд одинаковых по ширине а вертикальных полос (рис. 10.2). В качестве точек приложения массы полос Q условно выбирают точку средней их высоты. Разлагая массу полос Q на касательные и нормальные составляющие к поверхностям скольжения, получают Тi и Ni.

Просуммировав раздельно вектора касательных и нормальных компонент (с учетом масштаба) и определив длину линии скольжения L, получают отмеченное выше соотношение запаса устойчивости откоса:

     fср ΣNi + L τср

n = ------------------.                                                                         (10.4)

             ΣTi

Рис. 10.2. Схема к расчету устойчивости откоса при кругло-цилиндрической поверхности скольжения

В верхней части откоса выделяется вертикальный отрезок СС1 линии скольжения. Эта поверхность (линия) отрыва при поверхностной части откоса формируется в результате воздействия напряжений растяжения (разрыва). Величину ее, обозначенную hπ/2, Г.Л. Фисенко рекомендует определять по зависимости:

          2 τ0

hπ/2 = ---------ctg (π/4 – φ/2).                                                                    (10.4)

            γ

Однако, при расчетах устойчивости откосов по изложенной методике сложности возникают при определении местоположения круглоцилиндрической поверхности скольжения. Делают это методом последовательных приближений или с помощью соответствующих графиков и таблиц.

Проведение подземных горных работ в зоне влияния карьера (под дном и в бортах) вызывает перераспределение напряжений в подработанном массиве и существенно изменяет условия устойчивости откосов.

Изменение напряженного состояния массива горных пород вызывает, в свою очередь, перераспределение величин и направлений действия (и соотношения) сдвигающих и удерживающих сил. Уменьшение устойчивости подработанных откосов происходит в большинстве случаев за счет снижения удерживающих сил, которые могут уменьшаться в результате:

♦ снижения прочностных характеристик массива пород в борту;

♦ изменения геометрических параметров откоса борта (увеличение высоты, изменение формы массива борта, увеличение угла наклона откоса и т.д.);

♦ изменения направления действия удерживающих (часто и сдвигающих) усилий.

Степень снижения прочностных характеристик (разупрочнения пород) в результате подработки может быть различной и зависит от конкретных условий месторождения:

интенсивности структурной раздробленности массива;

ориентировки плоскостей ослабления относительно подземных очистных выработок и элементов карьера;

начальной прочности массива;

стадии развития зоны сдвижения;

степени подработки массива;

скорости подработки и др.

Массивы скальных, достаточно упругих, средней трещиноватости пород могут снижать прочность при подработке (в зоне сдвижения) в 1,5—2 раза.

С.Т. Колбенков и Н.И. Митичкина отмечают, что на Ткварчельском угольном месторождении наблюдалось несколько случаев оползней склонов гор, подработанных очистными выработками. Установлено, что оползню предшествует значительное снижение прочностных свойств пород. Нарушение структуры массива в этом случае привело к уменьшению углов внутреннего трения в среднем на 18—20%, а величины сцепления — на 45%.

Можно предположить, что в пластичных, хорошо деформирующихся породах степень разупрочнения массива при подработке несколько ниже. Однако, несомненно, что во всех случаях подработка существенно снижает прочность массива, приводит к его разуплотнению. Учет ослабляющего действия на устойчивость откосов бортов и уступов в результате изменения структуры и прочности массива не вызывает особых трудностей и заключается в определении структурных, прочностных и других характеристик массива общеизвестными полевыми и лабораторными методами.

Более опасны и сложны для учета и прогнозирования два других фактора, определяющих ослабление откосов карьера. Эти факторы проявляются совместно, так как изменение геометрии борта карьера неизбежно вызывает перераспределение действующих в нем напряжений, в частности, изменение величин, направлений действующих напряжений и в соответствии с этим деформаций массива пород борта. Нагляден в этом отношении механизм деформирования откосов и массивов борта, представленный С.Г. Авершиным. Он указывает, что здесь, при прочих равных условиях, решающее значение имеют соотношения горизонтальных составляющих векторов деформации (рис. 10.3).

Рис. 10.3. Сдвижение пород при подработке откосов (по С.Г. Авершину).

Штриховой линией показано положение, к которому будет стремиться подрабатываемый откос. МОН – эпюра напряжений в откосе.

При сдвижении горных пород подработанный откос будет стремиться к положению, показанному штриховой линией, вызывая растягивающие напряжения на участке АО и сжимающие — на участке ВО. И то, и другое в общем случае приводит к снижению устойчивости откоса в целом. Возможно такое взаимное положение откоса и выработки, когда последняя практически не снизит устойчивость откоса.

С.Г. Авершин рекомендует во всех случаях осуществлять подработку откосов в направлении от массива. Эта схема предпочтительна, но она не гарантирует от деформации и обрушения подрабатываемого откоса. Следовательно, во всех случаях необходимо оценивать устойчивость подработанных откосов расчетными методами. Тем не менее, в практике совместной разработки рудных месторождений имеются убедительные подтверждения справедливости приведенной рекомендации С.Г. Авершина.

Опыт совместной разработки месторождения «Норильск-1» карьером «Угольный ручей» и подземным рудником «Заполярный» детально рассмотрен Б.П. Юматовым. Горные работы карьера и рудника движутся навстречу друг другу. Наблюдения за сдвижением массива горных пород и уступов карьера показали, что как в процессе развития зоны обрушения в массиве, так и после выхода ее на поверхность существенных деформаций откосов борта и уступов карьера не отмечалось. Результирующий угол наклона откоса борта составлял 20 — 22° при 35 — 40° по предельному контуру.

При расчетах устойчивости подработанных откосов используются те же методы, что и для оценки неподработанных откосов. Однако при этом следует учитывать указанные ранее факторы, ухудшающие устойчивость откоса.

При определении потенциальной поверхности скольжения откоса в условиях подработки прежде всего необходимо рассмотреть поверхности, проходящие через характерные зоны и точки мульды сдвижения пород, образуемые на поверхности от проведения подземных очистных работ (рис. 10.4).

Рис. 10.4. Формы сдвижения горных пород при подработке склонов (по Г.Л. Фисенко):

а — при выемке пологих пластов, залегающих в прочных породах; б — то же, в слабых и средней прочности породах; в — то же, под склонами, покрытыми мощным чехлом слабых (или рыхлых глинистых) пород

Г.Л. Фисенко считает, что характер деформирования подрабатываемых откосов зависит также от соотношения геометрических и прочностных параметров участвующих в сдвижении массивов пород. Если массив борта сложен прочными породами, то это соответствует условию

H < σ0 /k γ,                                                                                  (10.5)

где Н — глубина подземных горных работ под откосом (наибольшая); σ0 — предел прочности массива пород на одноосное сжатие (в СИ измеряется в МПа); γ — плотность пород в массиве; k — коэффициент структурного ослабления.

В этом случае сдвижение пород происходит в виде последовательного прогиба слоев.

В породах более слабых или при соотношениях

H > σ0 /k γ,                                                                                  (10.6)

наблюдается другая схема сдвижения (см. рис. 10.4 б), обусловленная возникновением площадок скольжения в зонах опорного давления очистной выработки и недостаточным сопротивлением сдвигу по подошве призмы в нижней части откоса. Характерно, что целики, оставленные в выработанном пространстве, в этом случае будут разрушаться от сжатия со сдвигом. Несущая способность целиков в данном случае предполагается значительно ниже, чем при одной вертикальной нагрузке сжатия.

Возможна и третья схема, отмечает Г.Л. Фисенко, которая характеризуется наличием мощной толщи рыхлых пород (наносов) на откосе (склоне). В этом случае подработанная толща пород с наносами прогибается, вследствие чего уменьшается боковой распор в рыхлых породах и нарушается их равновесие.

10.4. Предпочтительные направления развития фронтов очистных работ в карьере и руднике.

Опыт предприятий, которые ведут открытую разработку месторождений при одновременной подземной подработке их системами с обрушением руды и налегающих пород показывает принципиальную возможность совмещения открытого и подземного способов разработки.

Подработка борта карьера в направлении от массива к карьеру обеспечивает наибольшую устойчивость борта карьера (рис. 10.5).

Рис. 10.5. Деформация пород при подработке откоса в направлении от массива.

В условиях месторождений, сложенных скальными породами, после выхода воронки обрушения на поверхность дальнейшее развитие зоны обрушения происходит с последовательным образованием консольных зависаний пород. Если забой остановить в положении АВ (см. рис. 10.5), то с течением времени граница зоны обрушения стабилизируется по линии ВС4, определяемой углом полного обрушения пород.

Если подземный очистной забой (или фронт очистных работ) непрерывно продвигается, то обрушение пород все время будет происходить в виде консолей, следуя за очистным забоем и не получая полное развитие по граничному углу вплоть до остановки забоя. Обрушение образовавшейся консоли будет происходить участками, определяемыми предельным (критическим) вылетом консоли, величину которого в первом приближении можно определить по формуле

Х = ±√σ”max h / γ,                                                                               (10.6)

где σ”max – максимальное растягивающее напряжение в консоли, h – мощность консоли; γ – объёмный вес пород.

Наблюдения, проведенные на Зыряновском месторождении, и их анализ показывают, что шаг обрушения консоли составляет 10—15 м и величина его довольно стабильна. Обрушению консоли предшествует появление трещин разрыва. Аналогичные выводы получены применительно и к другим месторождениям. Отделившаяся от массива часть консоли постепенно оседает и, разрушаясь, уходит в зону обрушения. Это обусловлено подпором ранее обрушившихся пород, заполнивших зону обрушения.

Таким образом, важное требование к ведению очистных работ в бортах карьера системами с обрушением пород заключается в том, чтобы фронт очистных работ подвигался в направлении карьера непрерывно. Этим создаются условия непрерывного учета развития зоны обрушения, захватывающей уступы карьера.

При попадании участков или всего карьера в зону полного обрушения пород под воздействием подземных работ важно знать характер перемещения разрыхленных пород в зоне обрушения с тем, чтобы иметь возможность управлять им. При разработке руды карьером обязательным условием подземных работ является обеспечение выхода воронки обрушения на поверхность в минимальные сроки.

Если в кровле обрушаемых блоков имеются монолитные крепкие породы, то процесс обрушения может задержаться, возможны зависания и при дальнейшем увеличении площади подработки возможно внезапное обрушение. Поэтому должны быть приняты меры по обеспечению обрушения всей толщи пород до карьера одновременно с обрушением блока после выпуска руды.

Стабилизировать обрушение налегающей толщи можно принудительным путем.

Так, на Ново-Сокольной линзе Лениногорского комбината в результате принудительного обрушения пород над блоком № 3 работы в этой части карьера можно было начать через три месяца после окончания выпуска руды из блока. Обычно перерыв в работе на участке карьера в зоне обрушения составлял 10—20 мес.

Отработка запасов руд в бортах карьера с обрушением налегающей толщи требует исключительно четкой взаимоувязки работ в карьере и подземном руднике. Опыт работы комбинатов «Апатит», Лениногорского, ЦГОК (Кривбасс) показывает, что такая организация работ на практике возможна и она дает положительные результаты в обеспечении безопасности работ.

При открытых горных работах в зонах обрушения наиболее опасной формой деформации подработанных массивов является воронкообразование. Причем решающим следует считать момент выхода воронок обрушения на поверхность.

В связи с этим необходимо, с одной стороны, подземные горные работы под дном и в бортах карьеров проводить по схемам и параметрам, которые обеспечивали бы минимальные условия для образования воронок обрушения. С другой стороны, за развитием зон обрушения в массиве должен вестись надежный и систематический контроль.

На условия формирования и развития воронок обрушения существенно влияют физико-механические свойства массива обрушенных пород, определяемые, в частности, его плотностью. С увеличением плотности возникают условия для формирования пустот над очистными блоками, которые затем могут развиться в воронки обрушения. Чтобы свести до минимума условия образования и внезапного появления воронок на поверхности, необходимо обеспечить наибольшее разрыхление массива обрушенных руд и пород.

Сыпучие свойства обрушенных скальных пород резко увеличиваются при достижении коэффициента разрыхления kр = = 1,25 + 1,30. Более точно эту границу можно определить в каждом конкретном случае. Массив обрушенных пород с коэффициентом разрыхления, меньшим указанного предела, можно характеризовать как склонный к воронкообразованию. Вероятность образования воронок обрушения не может быть равной нулю. Справедливость высказанных здесь положений подтверждается многочисленными примерами из практики и экспериментами.

А.И. Коваль подчеркивает, что образование пустот, зависаний и, наконец, воронок в обрушенном массиве пород резко увеличились после перехода на одностадийную отбойку в зажиме (ранее применялся вариант двухстадийной отбойки блоков на компенсационное пространство). При этом, согласно подсчетам, коэффициент разрыхления снизился с 1,35—1,4 до 1,06—1,26.

Другое важное условие, также позволяющее значительно снизить воронкообразование в массиве обрушенной горной массы, заключается в равномерном выпуске отбитой руды по площади блоков.

Исследования, выполненные для условий Соколовского железорудного месторождения, показывают, что наиболее приемлем в этом случае одновременный равномерный выпуск отбитой руды из всех блоков, подрабатывающих участок карьера. Хотя это и связано с некоторым осложнением подземных горных работ, данную схему необходимо стремиться применять во всех случаях подработки участков карьера с обрушением пород. Однако, по горно-геологическим и иным объективным причинам реализовать изложенную рекомендацию удается не всегда. Поэтому в каждом конкретном случае необходимо выбрать (на основании специальных исследований или использования существующих многочисленных работ на эту тему) такую схему отработки блоков и выпуска руды, которая обеспечивала бы наиболее равномерное перемещение массива обрушенных пород.

Для условий крутопадающих залежей А. И. Коваль рекомендует равномерно-последовательный порядок выпуска из возможно большего количества отверстий при минимальном расстоянии между ними и малых дозах выпуска. При этом скорость выпуска должна быть порядка 4—5 т/м2 в сутки. Выпуск целесообразно начинать с лежачего бока (при больших мощностях залежи), а в направлении простирания контакт «руда — порода» поддерживать плоским, с углом наклона к горизонту порядка 50°. В иных условиях оптимальные схемы и режимы выпуска могут быть другими.

Оценка устойчивости откосов бортов и уступов карьеров, попадающих в зоны сдвижения и обрушения пород от подземных разработок, в принципе, осуществляется теми же методами, что и обычно. Естественно, при этом следует учитывать некоторое перераспределение сдвигающих и удерживающих усилий и изменение структурных и прочностных показателей массива пород.

Рассматривая вопросы совместной (особенно с обрушением руды и пород) разработки месторождения, нельзя упускать из виду такой важный момент, как контроль за состоянием подработанных массивов пород. Должен быть поставлен комплекс маркшейдерских, геофизических и геомеханических наблюдений за изменениями состояния массивов пород (их напряженного и деформированного состояния, структуры и др.), развитием пустот, зон сдвижения и обрушения, воронок обрушения, деформаций откосов уступов и бортов др.

10.5. Особенности напряжённо-деформированного состояния опорных и потолочных целиков в зоне влияния карьера.

Изменение величин и направлений действия напряжений в натурных условиях, изучение характера распространения их на моделях (из эквивалентных материалов, из оптически активных материалов, компьютерных) показывают, что подземные опорные и потолочные целики при комбинированной разработке испытывают сложное напряженное состояние. Это состояние является интегральным результатом взаимодействия трех основных полей напряжений:

естественного;

обусловленного образованием карьерной выемки;

обусловленного сооружением подземных горных выработок.

Удовлетворительного аналитического решения задачи определения и прогноза параметров такого поля напряжений пока нет. Источниками изучения закономерностей формирования и изменения характеристик этого интегрального поля напряжения и вызываемых им деформаций в массиве пород и находящихся в нем сооружений являются натурные наблюдения и измерения, а также лабораторные эксперименты, включая моделирование.

Принципиальную картину формирования и развития новых или сложных геомеханических процессов (явлений) с высокой степенью адекватности натуре позволяют выявить современные физические и компьютерные модели.

При подземной разработке месторождения без обрушения налегающих пород под дном и в бортах карьера очистные камеры могут занимать различные положения относительно контуров карьера. Когда подземные горные работы получают максимальное развитие, а карьер развивается в зоне их влияния, особое внимание должно быть уделено состоянию и устойчивости подземных несущих конструкций, как наиболее слабому звену в рассматриваемой системе.

Основные особенности распределения напряжений в потолочных целиках над камерами в условиях влияния карьера рассмотрим на конкретном примере Губкинского ГОКа КМА по результатам исследований методами оптического и математического моделирования.

Губкинский ГОК проектировался для отработки железистых кварцитов открытым способом на Коробковском участке КМА. На этой же территории с 50-х г.г. прошлого столетия под мощным слоем кварцитов (70—100 м) подземным способом отрабатывался один этаж этажно-камерной системой разработки на глубинах 230—300 м. В пределах шахтного поля (4 х 1,5 км) в нескольких панелях по всей площади располагалось более 200 незаложенных камер с размерами: длина 55 м, ширина 35 м, высота 55 м. Минимальная мощность потолочного целика над камерами равнялась пролёту камер, т.е. 35 м. Предполагалось, что карьер и подземный рудник в течение значительного периода времени будут работать совместно. Принципиальная схема взаимного расположения камер и карьера приведена на рис.10.6.

Рис. 10.6. Принципиальная схема взаимного расположения камер и карьера (Губкинский ГОК, КМА).

Изолиниями показано распределение максимальных касательных напряжений.

Определение устойчивости целиков в зоне влияния откоса борта карьера для рассматриваемых условий приобретает особое значение, так как с этим связаны, в первую очередь, устойчивость борта карьера выше горизонта подземной разработки, выбор методов и последовательности ведения открытых горных работ.

При отсутствии открытой выемки и за пределами влияния борта карьера целики работают в режиме одноосного сжатия, методика расчета таких целиков  достаточно известна (например, по методу Л.Д. Шевякова). По мере приближения к откосу условия нагружения целиков изменяются от режимов чистого сжатия к режиму сжатия со сдвигом. При этом в зоне влияния откоса устойчивость целиков будет определяться их прочностью на сдвиг, т.е. соотношением удерживающих и сдвигающих сил.

n = T/P.                                                                                                    (10.7)

Сдвигающие силы по потенциальной поверхности разрушения целика в плоском сечении определяются значениями касательных напряжений и направлением их действия по отношению к вертикальной оси целика и будут равны сумме произведений τmах на длину участка потенциальной поверхности разрушения:

Т = Σ τmах Si.                                                                                                       (10.8)

Удерживающие силы в принципе определяются вертикальной составляющей γН для каждого конкретного целика, но конкретно это выражается через значения нормальных напряжений, действующих перпендикулярно к потенциальной поверхности скольжения:

Р = Σ (σn tgφ + C) Si.                                                                                         (10.9)

где σn — составляющая нормальных напряжений, перпендикулярных к потенциальной поверхности скольжения; tgφ — коэффициент трения по этой же поверхности; С — сцепление.

Значения tgφ и С получают испытанием пород по соответствующим направлениям в лабораторных или натурных условиях.

Отличие этого решения от известного решения по определению устойчивости откосов бортов карьера в том, что поверхность потенциальной линии разрушения в целиках и действующие по этому направлению напряжения τmах определяются не расчетом, а моделированием конкретных условий отработки.

При моделировании рассматриваемой горнотехнической ситуации установлено:

  •  по мере увеличения глубины карьера устойчивость целиков в зоне влияния борта карьера снижается;
  •  влияние глубины открытой разработки на междукамерные целики проявлялось в увеличении напряжений в целиках пропорционально глубине карьера;
  •  в зоне влияния борта карьера изменяется характер работы целиков. Определяющими для устойчивости этих целиков будут не напряжения сжатия, а касательные напряжения, причем потенциальная поверхность разрушения в целиках практически параллельна откосу борта карьера;
  •  в наибольшей степени влияние карьера сказывается на устойчивости первых трех, ближайших к откосу борта целиков;
  •  устойчивость целиков возрастает по мере приближения к откосу;
  •  увеличение размеров горизонтальной площадки над камерами незначительно снижает значения τmах в одноименных целиках, направление их действия практически не изменяется и, как следствие, при этом устойчивость целиков под бортом карьера повышается незначительно;
  •  закладка камер, примыкающих к откосу борта карьера, является одним из возможных способов уменьшения нагрузки на целики. При этом в междукамерных целиках уменьшаются максимальные касательные напряжения и тем самым повышается устойчивость целиков;
  •  с увеличением угла откоса борта карьера максимальные касательные напряжения увеличиваются, устойчивость целиков уменьшается. Влияние угла откоса в наибольшей степени сказывается на ближайшем к откосу целике.

10.6. Определение зон влияния открытых и подземных выработок при комбинированной разработке месторождений.

При комбинированной разработке формирование зон влияния выработок в подработанном массиве пород имеет некоторые особенности.

Задача определения параметров этих зон пока не имеет аналитического решения, поэтому используются методы математического моделирования.

Рассмотрим ход решения этой задачи на конкретном примере комбинированной разработки алмазной трубки «Мир» в варианте использования систем разработки с обрушением руды и вмещающих пород в подземной части (рис. 10.7).

Рис.10.7.. Разрез трубки «Мир» по простиранию:

1 — контур карьера; 2 — водоносный горизонт; 3 — водонепроницаемая завеса; 4 — дно карьера; 5 — контуры рудного тела

Задача решалась методом конечных элементов в упругой постановке для получения максимальных значений напряжений в критических точках массива и в упругопластической постановке для установления границ и местоположения зон неупругого деформирования пород. При моделировании выработанное пространство предполагалось незаполненным для получения максимальных значений напряжений (заполнение выработанного пространства обрушенными породами или иным материалом приведет к улучшению устойчивости массива).

Результаты исследования напряженно-деформированного состояния прикарьерного массива пород позволили выделить зоны пластического деформирования пород (где не выполняются условия прочности по растягивающим или срезающим напряжениям в соответствии с критериями Кулона — Мора) и общую зону влияния выемки карьера на массив и земную поверхность. На рис. 10.7 линии СЕ и С'Е' являются границами зоны опасных сдвиговых деформаций, т.е. СЕ и С'Е' — потенциальные поверхности скольжения (разрушения) пород бортов карьера.

Граница зоны влияния карьера аппроксимирована линией ВЕЕ'В', обобщенно огибающей зону влияния выемки карьера на массив и земную поверхность.

На этих же моделях изучались зоны влияния подземной разработки. Развитие горных работ предусматривалось в нисходящем порядке, начиная от дна карьера системами разработки с обрушением руды.

Было установлено, что дальнейшее углубление подземной разработки не оказывает влияния на пространственное развитие зоны влияния карьера. Следовательно, начиная с горизонта -360 м, при дальнейшем опускании фронта подземных очистных работ деформации стенок выемки и примыкающих и вмещающих пород будут зависеть только от местных условий и не превысят величины 30—60 м в глубину массива. Это обусловлено зажатостью массива в пределах криволинейной в плане и ограниченной по простиранию выемки.

Зоны разрывов сплошности пород от подземных и открытых разработок, вначале отдельно и поэтапно развиваясь от стенок карьера и подземной выемки в глубь массива, соединившись, в пределе займут положение по линии ВFGF'В' - границе совместного влияния открытой и подземной разработки. Поэтапное обрушение массива пород в этой зоне приведет к заполнению общего открыто-подземного выработанного пространства рудой и породой.

Таким образом, по результатам проведенного моделирования можно сделать выводы:

1. Деформации земной поверхности в результате открыто-подземной разработки месторождения «Мир» будут определяться влиянием карьера. Граница зоны влияния карьера на поверхности обозначается точками В и В'. В массиве горных пород граница зоны влияния карьера до начала подземных работ проходит по линии ВDВ', а границы зон опасных деформаций — по линиям СЕ и С'Е'.

Граница зоны совместного влияния карьера и подземной выемки определяется линией ВFGF'В'. Зона опасных деформаций массива при этом оконтуривается линией СFGF'С'. Сооружение вертикальных шахтных стволов и зданий промплощадок подземного рудника для большей надежности рекомендуется предусмотреть на расстоянии не менее 100 м от границ зоны влияния карьера, т.е. точек В и В'.

2. В массиве горных пород долговременные подземные сооружения следует располагать вне пределов зоны опасных деформаций, т.е. за линией СFGF'С'.

10.7. Погашение подземных пустот в бортах и под дном карьера.

Практика совместной и повторной разработки месторождений открытым способом в зоне подземных работ показывает, что одним из важнейших условий успешной работы карьера является выбор эффективного способа погашения пустот, к которому предъявляется целый ряд требований, предусматривающих обеспечение безопасности работ в карьере при минимальных затратах.

Известны два способа погашения пустот:

  •  обрушение окружающего массива пород;
  •  закладка подземных выработанных пространств.

В отдельных случаях возможна также консервация пустот без погашения. Способы эти различаются как по степени обеспечения безопасности работ после погашения пустот, так и по затратам средств, труда и времени на погашение. При выборе способа погашения пустот имеет также значение их местоположение относительно карьера: внутри проектных контуров или вне их (т.е. в бортах или под дном).

Погашение подземных пустот в контурах карьера. Основной целью погашения пустот, попадающих в выемочные контуры карьера, является обеспечение безопасности людей и безаварийности работы механизмов при ведении горных и транспортных операций в карьере. Специфическими условиями погашения пустот в этом случае являются:

работа людей и механизмов непосредственно в зоне пустот или в зоне их погашения;

включение зон погашения пустот в последующем в рудные добычные участки;

сравнительно непродолжительный интервал времени между моментом погашения пустот и началом горных работ в этой зоне (от нескольких дней до нескольких месяцев).

Эти обстоятельства непременно должны быть положены в основу выбора и осуществления способа погашения пустот в контурах карьера.

Считается, что более простым в исполнении и более экономичным является метод погашения пустот обрушением окружающего массива пород, осуществляемый, как правило, на основе комплекса буровзрывных работ.

Достоинствами буровзрывного способа погашения пустот являются:

несколько меньшие первоначальные затраты на собственно погашение пустот;

возможность создания значительных запасов взорванной руды.

К основным недостаткам этого способа могут быть отнесены:

отсутствие гарантии в погашении пустот, а следовательно, и отсутствие гарантии в безопасности работ в зоне погашения;

потеря контроля за состоянием и развитием пустот;

сложности в увязке операций по погашению пустот и очистных работ на участке погашения;

существенное (в отдельных случаях — полное) разрушение смежных междукамерных и межпанельных целиков при посадке потолочины камеры;

значительное снижение производительности труда горнорабочих и производительности механизмов при работе в зоне
обрушения пустот;

необходимость осуществления мер по снижению сейсмического воздействия взрывов при погашении пустот на целики и уступы;

осложнения при сооружении транспортных коммуникаций (особенно капитальных) через зоны обрушения или с учетом зон обрушения. Увеличение эксплуатационных транспортных расходов в связи с обрушением пород;

необходимость организации сложной системы контроля за состоянием массивов необрушенных и обрушенных пород, за состоянием между камерных целиков, камер;

омертвление значительных сумм оборотных средств при значительном опережении погашения пустот и др.

Комментируя эти положения, можно отметить следующее.

Как известно, буровзрывное разрушение горних пород представляет собой весьма сложный и трудноуправляемый процесс. Результаты этого способа разрушения пород (отбойки, обрушения и пр.) зависят от множества факторов, большинство которых заданы и неизменяемы (структурная раздробленность массива пород, анизотропия его прочностных и упругих характеристик и др.). Рассматриваемые условия с этой точки зрения еще более осложнены конфигурацией обнажений массива, условиями работы зарядов ВВ. Все это приводит к тому, что в настоящее время невозможно осуществить расчет массы заряда и расположения его в обрушаемом массиве пород потолочины и целиков, которые позволили бы гарантировать полное и равномерное заполнение имевшихся и образуемых пустот обрушенной массой. Иначе говоря, не исключается большая вероятность того, что останутся значительные объемы пустот непогашенными. А для создания аварийной ситуации для работающих людей и механизмов в карьере достаточно в зоне погашения иметь остаточные пустоты даже сравнительно небольших размеров, например, порядка 2,5—3 м шириной.

Другая характерная особенность ситуации, создающейся в зоне погашения пустот взрывным способом и являющейся, в известной мере, следствием предыдущего, это практически полная потеря контроля над состоянием и развитием пустот. В самом деле, до момента производства взрыва в любом случае имеется возможность определить местоположение, размеры, форму и другие параметры пустот. Причем существующие методы обнаружения и съемки пустот позволяют определять названные параметры с любой приемлемой для решения горно-технических задач точностью и надежностью, т.е. задача эта технически решаема, и разница может быть только в затратах времени и труда.

После взрывного обрушения потолочины или целиков геометрическая обстановка коренным образом меняется. Теперь можно лишь приближенно указать возможное местоположение основной пустоты (главным образом, благодаря тому, что оно было известно до взрыва). Что касается контуров пустот, формы, размеров и развития их во времени (что весьма важно!), то эти параметры на основе имеющихся методов и аппаратуры установить невозможно. Следовательно, эта задача пока не решается технически, независимо от количества времени и средств, затрачиваемых на это.

Последнее обстоятельство имеет исключительно большое значение для разработки и осуществления мер безопасного ведения горных работ в зоне взрывного погашения пустот, поскольку практически невозможно разработать эти меры безопасности, не имея указанных сведений о пустотах.

При рассмотрении вопросов проведения горных работ в зоне обрушения пустот следует также иметь в виду последствия ударного и сейсмического воздействия взрывов, осуществляемых с применением значительного количества ВВ. Несмотря на то, что одновременное обрушение потолочины производится над ограниченным числом камер (например, над одной), отрицательные результаты этого обнаруживаются на значительной площади.

Механизм данного процесса может быть разделен на две составляющие: непосредственное ударное воздействие взрыва и обрушающейся горной массы на ближайшие междукамерные целики; сейсмическое воздействие взрыва.

В первом случае действуют взрывные скважины, пробуриваемые из карьера для погашения потолочины, часть которых неизбежно придется располагать и в прилегающих междукамерных и межпанельных целиках. Заряды этих скважин разрушат полностью или частично верхнюю часть целиков и серьезно нарушат сплошность (а следовательно, и устойчивость) остальной части их.

Вслед за этим ослабленные целики подвергнутся мощному динамическому воздействию обрушенной горной массы потолочины. Динамические напряжения в целиках в данном случае даже по оптимистическим расчетам в несколько раз превышают допустимые. Следовательно, целики разрушатся, но разрушатся неравномерно в силу того, что сопротивляемость их боковым нагрузкам существенно различна.

Установлено, что в условиях системы разработки, применяемой на шахте им. Губкина, наиболее слабыми звеньями в общей системе являются междукамерные целики; несущая способность межпанельных целиков в 1,5 раза, а зон пересечения целиков — в 2,5 раза больше, чем у междукамерных.

В частности, отдельные участки (например, сопряжения целиков) могут разрушиться меньше и даже остаться. И это — без учета анизотропии прочностных свойств массива. Если к этому добавить существенное влияние на разрушение целиков различных структурных ослаблений, то станет ясной картина неравномерного, в значительной мере случайного разрушения пород и погашения пустот.

Серьезные разрушения целиков и кровли камер произойдут также в результате сейсмического воздействия карьерных взрывов (в том числе по погашению пустот).

Наблюдениями, проведенными на ряде предприятий (Зыряновском, Норильском комбинатах и др.), установлено, что после взрыва в карьере заряда массой 6,7 т образуются вывалы по кровле камер объемом 5—10 м3 на расстоянии до 400 м, а взрыв заряда массой 5,6 т на расстоянии 65 м вызвал такие отслоения, которые заполнили камеру на 5—10 м.

Правда, создание экранов-щелей из раздробленных пород позволяет снизить сейсмические разрушения почти вдвое, однако они все же остаются весьма значительными.

Практика совместной и повторной разработки месторождений показывает, что работа карьерного горного оборудования, транспортных средств сопряжена с трудностями. Производительность механизмов в зоне погашения пустот взрывом составляет 30—60% нормальных для данного карьера условий.

Что касается производительности труда рабочих при работе в этой зоне, то на нее, кроме объективных усложняющих факторов, существенно влияют морально-психологические моменты. Последнее является следствием неуверенности рабочего в полноте погашения пустот и неопределенности обстановки.

Следует отметить и такое осложняющее открытую разработку при погашении пустот взрывом обстоятельство, как значительные затруднения при увязке различных операций и работ в карьере.

Вызываются они тем, что одновременно можно погашать не более одной камеры, что требует частого повторения циклов погашения пустот. Последнее вынуждает останавливать любые другие работы на участке на продолжительное время (несколько недель или месяцев). Взрывное погашение пустот требует значительного и неоправданного с точки зрения очистных работ опережения горных работ на верхнем горизонте. Такое положение отрицательно сказывается на общем развитии горных работ в карьере, на сроках освоения мощностей и т.д.

Все это и отмеченное ранее приводит не только к осложнениям и трудностям технического порядка, но и влечет весьма значительные экономические издержки, которые, как правило, не учитывают при сравнительном анализе способов погашения пустот.

Другой широко распространенный способ погашения пустот при совместной или повторной разработке месторождения — закладка их различными материалами. Назначение и эффективность этого способа погашения пустот зависят от условий конкретного месторождения, предприятия и материала закладки. Тем не менее, общими достоинствами этого способа являются:

возможность наиболее полного погашения пустот;

полное исключение аварий в карьере, связанных с наличием пустот;

контролируемость за состоянием пустот на любой стадии горных работ;

обеспечение сохранности междукамерных и межпанельных целиков, потолочин близлежащих камер, подземных горных выработок;

при отработке руды в зоне камер достигается большая, чем при взрывном погашении пустот, производительность оборудования и труда рабочих;

обеспечивается более интенсивное и планомерное развитие горных работ в карьере.

Среди недостатков обычно применяемых схем погашения
пустот закладкой:

относительно высокие капитальные и эксплуатационные затраты;

повышенное разубоживание руд при открытой разработке участков с камерами или необходимость тщательной селективной выемки закладки из камер;

подача в подземные выработки значительного количества воды при гидрозакладке камер.

Анализ характерных особенностей (как положительных, так и отрицательных) погашения пустот закладкой и сравнение этого способа с рассмотренным способом взрывного погашения пустот выявляют их полярную общность. Последнее заключается в том, что применение одного способа на одном и том же участке практически исключает применение другого; недостатки одного способа совершенно не повторяются среди перечня недостатков другого, и даже наоборот, последний имеет соответствующие достоинства и т. д.

Поэтому напрашивается вывод: необходимо изыскать такую схему погашения пустот, попадающих в контуры карьера, которая в максимальной степени использовала бы достоинства рассмотренных схем и была бы свободна от их недостатков.

При решении этой задачи за основу принят метод погашения пустот закладкой, так как его достоинства и преимущества имеют более принципиальный характер, а преодоление недостатков является задачей технически решаемой, чего нельзя сказать о взрывном методе погашения пустот.

Решение задачи изыскания рациональных способов погашения пустот необходимо осуществлять комплексно, совместно с задачей погашения пустот, остающихся в постоянных бортах карьера. При этом отметим, что все камеры, пересекаемые откосами бортов карьера или достаточно близко находящиеся к ним, безусловно, подлежат закладке. Это обусловлено как требованиями обеспечения устойчивости бортов карьера, так и необходимостью обеспечения работы горного и транспортного оборудования на уступах.

Число таких камер бывает достаточно велико. Так, по проектной проработке Центрогипроруды, на карьере Губкинского ГОКа предполагается около 50 % (из общего числа 140—150) камер заложить по этой причине. Для погашения такого объема пустот (порядка 7 млн м ) необходимо сооружение соответствующего закладочного комплекса, который, безусловно, может быть использован и для закладки камер в контуре карьера. Таким образом, вопрос о капитальных и эксплуатационных затратах на погашение закладкой последней категории камер теряет свою первоначальную остроту. При внимательном подсчете с учетом всех основных влияющих факторов эти затраты могут теперь оказаться ниже или на уровне соответствующих затрат взрывного погашения пустот.

Преодоление других недостатков способа погашения пустот закладкой может быть осуществлено выбором в качестве материала закладки полезного ископаемого, добываемого в карьере.

Технология закладочных работ может выглядеть следующим образом. Руда, добываемая в карьере, измельчается до максимальной крупности кусков в 200 мм на дробилках (например, типа ККД-1500 или СДА-3), устанавливаемых в карьере в соответствии с технологической схемой добычи. Затем автосамосвалами дробленая руда, предназначенная для закладки, доставляется к скважинам диаметром 600—700 мм, пробуренным через потолочину камер. Руда перепускается в камеру, а для лучшего уплотнения и большей полноты закладки периодически добавляется небольшое количество воды. Дозакладка пустот под кровлю камеры осуществляется наиболее мелкой фракцией руды, получаемой на дробилке и подаваемой в камеру с некоторым количеством воды (например, в соотношении Т: Ж= 1:0,5). Это приведет к небольшому поступлению воды в подземные выработки. К примеру, если необходимо таким способом дозаложить камеру площадью 1500 м2 на высоту даже в 1 м, то общее количество воды будет 750—800 м3.

Таким образом, рассмотренная схема погашения пустот в контуре карьера объединяет достоинства рассмотренных ранее способов и имеет минимальное количество недостатков. Наиболее существенный среди последних состоит в том, что необходимо из добытого объема полезного ископаемого временно отчуждать определенное количество и консервировать на некоторое время. Безусловно, это повлечет соответствующие убытки. Однако, последние компенсируются (и наверное перекроются) прибылью от более интенсивного развития горных работ в карьере, а также максимально возможной в условиях повторной отработки производительностью очистных работ карьера в зоне погашения камер.

Погашение пустот в постоянных бортах карьера. Выбор способа погашения пустоты, попадающей в постоянный борт карьера, должен определяться ролью, которую она играет в формировании напряженно-деформированного состояния массива пород. С этой точки зрения вся совокупность камер в бортах карьера может быть разделена на три категории:

1 — камеры, пересекаемые откосом борта или находящиеся на таком расстоянии от откоса, что могут непосредственно вызвать его деформацию;

2 — камеры, находящиеся в зоне возможного сдвижения борта карьера (т.е. между первой группой камер и вероятной линией скольжения массива пород борта);

3 — камеры, расположенные за линией возможного скольжения в глубь борта карьера.

Ранее было показано, что массив пород вокруг камер (целики, потолочина, днище), начиная с определенной, (в исследованном варианте — с четвертой от откоса борта карьера камеры и далее в глубь борта), остается неизменным по напряженному состоянию при любых исследованных граничных условиях (исключая их закладку). Следовательно, эти камеры могут быть оставлены непогашенными.

Вторая и третья камеры от откоса борта и целики вокруг них подвержены существенному влиянию выемки карьера. Междукамерные целики в этой области работают на срез, что при неблагоприятной трещинной тектонике участка может привести к ослаблению и заметному уменьшению устойчивости борта. Поэтому эти камеры—следует заложить, что более чем на 30 % повысит устойчивость пород в этом опасном сечении.

Эксперименты с различными материалами, расчеты, а также наблюдения в натурных условиях показывают, что повышение несущей способности и устойчивости междукамерных целиков при закладке смежных камер происходит в результате уменьшения величин (иногда и направления действия) касательных напряжений в целиках, являющихся, как известно, наиболее вероятной причиной их разрушения.

Вместе с тем, экспериментальные и аналитические исследования показывают, что боковое давление малосвязных пород на подпорную стенку (в нашем случае — междукамерный целик) мало зависит от механических характеристик этих пород. Так, боковое давление сыпучего материала определяется выражением:

Р = γ h2/2 tg2 (π/4 – φ/2),                                                                 (10.10)

где h — высота заполненной части камеры; γ — объемный вес закладки; φ —угол внутреннего трения закладки.

Например, твердеющая закладка с углом внутреннего трения φ = 46 ÷ 50° по сравнению с сухой закладкой из дробленых скальных пород (угол естественного откоса φ = 38 ÷ 40°) повышает несущую способность междукамерного целика не более чем на 10—12%. Более существенными здесь являются плотность и объемный вес материала закладки.

Отсюда следует вывод, что, поскольку несущая способность междукамерного целика практически в одинаковой степени увеличивается действием как твердеющей закладки, так и несвязной, то целесообразно с точки зрения экономики вторые и третьи от откоса борта камеры закладывать несвязным материалом (песком, хвостами обогащения, дробленой породой или некондиционными рудами).

Камеры первого ряда, наиболее близко расположенные к откосу борта карьера, также должны быть заложены. В силу того, что эти камеры пересекаются в своей верхней части откосом борта (или верхняя часть оказывается от откоса на расстоянии, меньшем безопасной толщины потолочины), необходимо создать более прочный массив закладки.

При этом возможны два варианта закладки. При первом — вся камера закладывается твердеющей смесью, приготавливаемой вне камеры. Второй вариант предполагает первоначально закладку камеры дробленым скальным материалом, а затем — инъекцию цементно-песчаного или другого вяжущего раствора в верхнюю часть массива закладки. Разумеется и в том, и в другом случае закладка должна быть уложена под кровлю камеры. Необходимые для этого методы и оборудование существуют и применяются на практике.

Пример оценки способов погашения пустот. В качестве иллюстрации высказанных ранее положений рассмотрим решение задачи по оценке способов погашения пустот при проектировании Губкинского ГОКа КМА, выполненное совместно с сотрудниками Центрогипроруды.

В соответствии с проектными проработками в выемочный контур карьера Губкинского ГОКа должны попасть 207 камер, образованных действующей в настоящее время на месторождении шахтой им. Губкина. Исходя из проектной производительности карьера и схемы развития горных работ, число камер, погашаемых за год открытыми работами, колеблется от 4 до 12. Эти положения были приняты за основу при анализе способов погашения пустот.

Погашение взрыванием потолочного целика, Сущность способа состоит в заполнении пустот раздробленной горной массой, получаемой в результате взрывания потолочного предохранительного целика между камерами и уступами карьера. Взрывание производится блоками, состоящими из собственно потолочного целика над камерой и продолжения его на смежные междукамерный и межпанельный целики. Объем такого блока составляет 120—140 тыс. м3, расход ВВ на его взрывание — 100—120 т.

Согласно расчетам, толщина потолочного целика должна быть не менее 30 м. Учитывая, что наиболее высокие отметки кровли камер составляют -40 м, условным горизонтом работ по погашению пустот принят гор. -10м.

Технология выполнения работ выглядит следующим образом. Для обуривания блоков применяются станки СБШ-320, скважины располагают по сетке 7x8 м. Средняя глубина скважин 35м (недобур до кровли камер принят 3—4 м). Таким образом, во взрывном блоке бурится 68 скважин общей длиной 2380 м. При этих параметрах для погашения 12 камер в год необходимо пробурить 27,56 тыс. м скважин, что обеспечивается двумя станками, работающими в двухсменном режиме.

Минимально необходимая ширина рабочей зоны на уступе карьера при погашении подземных пустот взрыванием (расстояние от нижней бровки уступа на гор. -10 м до нижней бровки уступа гор. -40 м) определяется технологической схемой и равна 180 м. Это в значительной мере объясняется тем, что с целью обеспечения безопасных условий в зоне подработки обрушение потолочины над камерой и взрывание массива пород над целиками должны быть произведены одновременно. При этом организация горных работ в карьере должна быть такова, чтобы при подходе уступа гор. -40 м к границам взрывного блока (по погашению пустот) последний должен быть взорван.

Синхронизация подвигания уступов на гор. -10 и -40 м (и ниже) достигается тем, что ширина экскаваторной заходки принимается равной ширине буровой заходки (15 м). Тогда при годовом подвигании фронта очистных работ 120 м необходимо сделать 8 заходок. Следовательно, время, необходимое для проведения одной заходки по всей длине уступа на гор. -40 м, составляет 1,5 мес. Исходя из этих параметров можно определить сроки, очередность погашения пустот и организацию работ.

Погашение закладкой кварцитами. Сущность способа заключается в заполнении подземных камер дроблеными железистыми кварцитами (кондиционными по содержанию железа), добываемыми в карьере на гор. -10 м. Закладочный материал от дробилок доставляется автосамосвалами к закладочным восстающим, по которым перепускается в камеру.

Восстающие сечением 2x2 м проходят методом секционного взрывания скважин, пробуренных на глубину ЗО-т-35 м с уступов карьера. На каждую камеру размерами в плане 55x30 м проходят два закладочных восстающих. Крупность железистых кварцитов для закладки камер такая же, что и подаваемая с карьера на дробильно-сортировочную фабрику. С целью более полной закладки камеры в ее верхней части требуется материал более мелкой фракции, поэтому на данной стадии в камеры подается кварцит крупностью не более 200 мм.

Технология разработки потолочины мало отличается от описанной ранее (при взрывном способе погашения пустот). При подходе добычного уступа на гор. -25 м к границе блока с камерами потолочина над ними должна быть взорвана. Ширина рабочей зоны по погашению пустот на уступе гор.-25 м при показанной схеме работ достигает 180 м. Однако, при погашении пустот закладкой имеется возможность значительно сократить ее.

Положение пустот и степень закладки камер контролируются геофизическими методами, а также путем перебура части взрывных скважин.

Погашение пустот в контурах карьера. Анализ технологии горных работ показывает, что способы погашения пустот практически одинаковы по таким основным составляющим, как ширина рабочей зоны, комплекс буровзрывных работ, непроизводительные затраты от временной консервации железистых кварцитов.

При погашении пустот закладкой кварцитами требуются дополнительные затраты:

капитальные — на приобретение и монтаж технологического и горно-транспортного оборудования (автосамосвалов, буровых станков, бульдозера);

эксплуатационные — для проходки закладочных восстающих, экскавации кварцитов, транспортировки кварцитов к восстающим.

Однако в пересчете на добычу эти дополнительные затраты составляют незначительную сумму и находятся в пределах точности подсчета общих затрат. Если учесть отмеченное ранее существенное снижение производительности горно-транспортного оборудования в зоне взрывного погашения пустот, то можно считать, что, в конечном счете, удорожание в результате закладки пустот кварцитами не происходит.


 

А также другие работы, которые могут Вас заинтересовать

19565. Особенности правового положения безработных граждан в РФ 78.32 KB
  Уровень развития общества во многом определяется эффективностью правового регулирования общественных отношений. Право на труд относится к основным правам человека, а состояние законодательства и реального положения дел в области реализации данного права не только является показателем цивилизованности общества
19567. Общество, как объект философского анализа 162.5 KB
  Государство - основной институт политической системы общества, осуществляющий управление обществом, охрану его экономической и социальной структуры-Классы (обществ) - исторически сложившиеся большие группы людей, различающиеся по их месту в определенной системе общественного производства...
19568. Художнє конструювання виробу 123 KB
  Тема уроку: Художнє конструювання виробу. Пошук необхідної інформації для проектної роботи. Мета уроку. Засвоєння знань про етапи проектування ескіз технічний опис макет креслення шаблони; формування вмінь застосовувати метод фантазування виконувати ескізне кон
19569. Системы организации оплаты труда в организации на примере ип Кузнецовой С.Ю. 492 KB
  Заработная плата является очень важным вопросом для каждого предприятия, так как от её размера, принципов её организации, премирования работников и прочих составляющих зависит эффективность управления трудом. Что в свою очередь влияет на результаты деятельности предприятия
19570. Типові і спеціальні деталі. Види зєднань деталей 57.5 KB
  Тема 2.1.2. Типові і спеціальні деталі. Види з'єднань деталей Мета: дати поняття про типові й спеціальні деталі; ознайомити з призначенням та загальною будовою коловорота ручного дриля затискачів столярних верстаків; розвивати інтерес до техніки розширювати технічний к
19572. Работа систем СДЦ по структурной схеме ДРЛ 7-СМ 3.9 MB
  Вторичные радиолокаторы (ВРЛ) по принципу построения разделяются на автономные и встроенные. По характеру взаимодействия с бортовыми ответчиками ВРЛ разделяются на радиолокаторы с общим и дискретно- адресным запросом. Современные ВРЛ работают в совмещенном с первичными РЛС режиме.
19573. Рекомендации по совершенствованию найма, оценки и отбора персонала в ООО «Ремотделка» 138.73 KB
  К трудовым ресурсам относится та часть населения, которая обладает необходимыми физическими данными, знаниями и навыками труда в соответствующей отрасли. Достаточная обеспеченность предприятий нужными трудовыми ресурсами, их рациональное использование