Геотехнология разработки пологих и наклонных маломощных жил с разнонаправленной взрыводоставкой руды и породы Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© Г.В. Сабянин, 2013

УЛК 622.272 Г.В. Сабянин

ГЕОТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ ПОЛОГИХ И НАКЛОННЫХ МАЛОМОЩНЫХ ЖИЛ С РАЗНОНАПРАВЛЕННОЙ ВЗРЫВОДОСТАВКОЙ РУЛЫ И ПОРОДЫ

Разработана геотехнология выемки маломощных пологих и наклонных жил, основанная на идее технологического разделения рудного и породного потоков на стадии отбойки, за счёт разнонаправленного отброса отбиваемой горной массы при опережающей отбойке слоя пустой породы. Решены вопросы образования технологически необходимой первичной щели и дробления с отбросом в направлении кровли (или почвы) участка жилы в пределах отрабатываемого слоя. Предлагаемая инновационная технология обеспечивает повышение количественных и качественных показателей разработки при полной безопасности добычных работ.

Ключевые слова: геотехнология, пологие и наклонные жилы, руда, порода, отбойка, дробление, взрыводоставка.

Предлагаемая геотехнология разработки маломощных пологих и наклонных жил основана на идее технологического разделения рудного и породного потоков на стадии отбойки за счет разнонаправленного отброса отбиваемой горной массы при опережающей отбойке слоя пустой породы. Выбранное при этом направление отброса рудной (жильной) массы открывает дополнительную перспективу увеличения полезного использования энергии взрыва. При этом содержание понятия «полезное использование энергии взрыва» при отбойке породы в первичной щели и отбойке жилы существенно различаются, т.к. технологическая эффективность использования энергии взрыва определяется различными необходимыми условиями. При отбойке пустых пород и формировании первичной щели таким условием является полный выброс всего отбитого материала и размещение его в породном навале вне границы отбиваемой прирезки. При отбойке же рудного тела необходима максимальная концентрация отбитого материала именно

в границах прирезки за счёт отброса рудной массы в сторону висячего (или лежачего) бока очистного пространства.

В любом случае, выбор параметров отбойки включает в себя обеспечение решения двух технологических задач задачи: дробление и взрыводоставка по горизонтали технологически необходимого объёма пустой породы (образование первичной щели); дробление с отбросом в направлении кровли (или почвы) участка жилы в пределах отрабатываемой прирезки (образование рудного вала). Оба этих этапа выполняются в пределах одного цикла отбойки и разделяются за счёт применения соответствующих ступеней замедления, но методы выбора рациональных параметров буровзрывных работ здесь различны и поэтому будут рассмотрены отдельно друг от друга.

Значения трех основных параметров очистного пространства при разнонаправленном отбросе отбитой породной и жильной массы связаны следующими соотношениями: М = Мп + Мж и Мп > КрМж, где М — выемочная мощность (высота очистного пространства), м; Мж — выемочная мощность рудного тела (жилы), м; Мп — мощность слоя пустых пород, отбиваемых при формировании первичной щели, м; кр — коэффициент разрыхления руды при отбойке.

Характерной особенностью геологического строения жильных месторождений является достаточно высокая изменчивость мощности рудных тел и, соответственно, сложность формы их контактов с вмещающими породами. Качественная оценка сложности формы производится по величине контурного модуля, преобразованного в модуль сложности формы жилы в работах ИПКОН РАН [1]. В этих методиках расчёта общей сложности формы рудного тела вводится эмпирический коэффициент (кф), учитывающий увеличение периметра этого рудного тела за счёт маломасштабных изгибов его поверхности, т.е. за счёт сложности формы внешних контуров рудных тел. Величина этого коэффициента по данным статистической обработки геологических материалов принята равной 0,121. Это означает, что прирезка к заданной геологической мощности жилы (МЖ) пустых пород (ЛМП) в размере 12,1% с каждой стороны позволит практически избежать потерь балансовых запасов за счёт несовпадения нелинейных контуров жилы и прямолинейных границ очистного пространства. Поэтому при

всех дальнейших расчётах выемочную мощность рудного тела (жилы) принимаем равной:

Мж = МЖг + АМП = 1,242 МЖг,

где МЖг — средняя геологическая мощность жилы, м.

Тогда мощность слоя пустых пород, отбиваемых при формировании первичной щели, составит:

Мп >КрМж = 1,242 КрМжг.

Реализация идеи разновременной отбойки руды и породы при выемке жил возможна в двух вариантах [2, 3]: 1) с расположением жилы в висячем боку очистного пространства (рис. 1, а); 2) с расположением жилы в лежачем боку очистного пространства (рис. 1, б).

Методически задача образования первичной щели аналогична варианту валовой выемки руды с элементами взрыводоставки [4]. Отличительная особенность варианта с раздельной выемкой заключается в том, что отброс отбитой пустой породы производится в пределах выработанного пространства переменной высоты.

Рис. 1. Различные варианты расположения жилы в забое

Если объём породы, отбитой первым рядом скважин, перемешается полностью в очистном пространстве высотой М (рис. 2а), то при взрыве каждого последуюшего ряда всё бтльшая часть траектории взрыводоставки отбитого материала находится в пределах более узкой шели, высотой АМп. Это увеличивает сопротивление движению и требует дополнительно расхода энергии. Поэтому при расчёте параметров буровзрывных работ средняя высота выработанного пространства, в котором перемешается отбитый объём породы, определяется для каждого ряда по формуле:

кр [Ьп-(п - 1))](1 + кр ) т + (п -1) Шкрт

мм — м*

СРп кр [Ьп-(п - 1))] + (п -1) ' '

где Ьп — дальность отброса породы первым рядом скважин, м* 1п — толшина п -го отбиваемого слоя, м* п — номер отбиваемого слоя.

Дальность взрыводоставки для отбиваемой в первичной шели пустой породы определяется по методике, аналогичной случаю с валовой выемкой [4]:

М

Ьп = к^Уо ки , м (1)

I 2д сова

Объём пустой породы, равный произведению МпЬ, должен быть размешён в выработанном пространстве высотой М и объёмом МЬп (рис. 2б). Если Мп = М, то ширина навала отбитой породы составит Ьпв = Ькр, а центр тяжести масс первого отбиваемого слоя 1} будет перемешён на расстояние Ьп. В рассматриваемом нами случае уменьшение мошности отбиваемого слоя в первичной шели по отношению к высоте очистного пространства адекватно смешению центра масс перемешённого объёма в сторону забоя на величину, кратную отношению М/Мп.

Обшая длина породного вала с учётом технологического зазора (ЬТ = 0,5 м), необходимого для последуюшего раздельного скреперования руды, составит:

к ЬМп к2

г — ь + г — р п + г а г — г + г р

М 1 + кр

дельной выемке: а — до начала отбойки; б — после отбойки породы; в — после отбойки жилы

Подставив значение Ьп в выражение (1) получим формулу для расчёта величины кэн (дополнительной энергоёмкости процесса отбойки с учётом взрыводоставки) для условий формирования первичной щели путём последовательной отбойки слоёв:

Ьп

, ед.

M

CPn

2g cosa

Величина этого коэффициента показывает, насколько необходимо повысить энергонасыщенность каждого очередного отбиваемого слоя по сравнению с удельным расходом энергии на взрывное дробление его объёма, чтобы обеспечить взрыво-доставку отбитой горной массы и формирование породного вала в выработанном пространстве.

При решении второй, из названных выше технологических задач, рассмотрим условия дробления жилы при отбойке на две обнажённые плоскости (рис. 2, б и 2, в).

При отбойке рудного тела мощностью т, оставляемого в почве очистного пространства, скважины располагаются вдоль нижнего контура и взрываются одновременно на всю ширину прирезки (рис. 2, б и 2, в). Расстояние между скважинами в этом случае определяется по условиям дробления всего материала до крупности -50 мм. Расчётная величина ЛНС при ведении валовой отбойки определена из условия обеспечения параметров нормальной воронки выброса единичного заряда. При этом расстояние между соседними зарядами устанавливалось с учётом коэффициента сближения скважин, равного к/=0,64. При ведении раздельной выемки эта задача решается в обратном порядке, т.к. глубина нормальной воронки выброса определена геометрией забоя и составляет т. Гранулометрический состав отбитой рудной массы определяется характером распределения энергии взрыва в разрушаемом массиве, т.е. размерами зон разрушения вокруг каждого заряда, которая, в свою очередь, определяется характеристиками импульса взрыва и прочностью горной породы.

Радиус зоны пластических деформаций принято определять из выражения [1]:

щ

г" = Ч ~5а , м;

Ц сж

где гпр — предельный радиус полости, м; рр — плотность руды, кг/м3; Чп — скорость продольной волны в массиве, м/сек.; асж — предел прочности отбиваемого массива на сжатие, МПа.

Размер зоны измельчения составляет [5]:

г = 0,5С , м.

изм ' 5а '

} мл

где амш — напряжение, соответствующее интенсивному мелкодисперсному дроблению для руд и пород с / > 5,5, определяется из эмпирического выражения [6]:

—13

1 + 0,079 ( -15) + 0,0019 ( -15)2

108, Па.

Следуюшая область разрушения — зона трешинообразо-вания или характеризуется наличием не только радиальных, но и сферических трешин. Здесь происходит крупное дробление отбиваемого массива. При этом, очевидно, что в слоях, прилежаших к зоне переизмельчения, с наибольшей вероятностью образуются более мелкие фракции: в нашем случае к этой категории отнесены фракции со средним размером менее 50 мм. Выше было показано, что для жильных месторождений характерно преобладание этого класса крупности в обшем распределении (см. табл.). Остальной объём отбитой рудной массы (около 40%) будет иметь крупность > 50 мм и подлежит дополнительному дроблению за счёт кинетической энергии кусков, отброшенных взрывом на неподвижную преграду (в нашем случае — кровлю выработанного пространства).

Рассмотрим в обшем виде условия этого дробления для кусков с приведённым диаметром от 50 до 300 мм. Появление более крупных кусков при установленных параметрах отбойки — маловероятно, а наихудшие условия дробления будут иметь место у кусков размером 300 мм, которые мы принимаем за первичный размер.

Скорость движения кусков при отбросе их взрывом была определена выше. Кинетическая энергия единичного куска (О) составляет:

Ок = ^ = 2ДЯ*пгХ, Дж,

где Икп — приведённый радиус первичного куска жильной массы, м* уж — объёмный вес жильной массы, Н/м3.

Из энергетической теории прочности известно, что затраты энергии на дробление (О), то есть на формирование вновь образованной поверхности, прямо пропорциональны удельной энергоёмкости этого процесса (яп) с поправкой на влияние масштабного фактора (км) [7]: О — Яп щкм,

где яп — удельная работа образования единицы поверхности, Дж/м2* — вновь образованная обшая поверхность

а

мд

всех кусков, м2; Км — корректирующий масштабный коэффициент.

При остановке летящего куска у преграды кинетическая энергия затрачивается на его разрушение: Qк = Qл. При этом величина удельного показателя энергоёмкости разрушения (дП зависит от физико-механических свойств материала и определяется через соотношение предела прочности на сжатие (асж) и модуля Юнга (£) для разрушаемой горной породы.

Тогда имеем:

25. = Б- = , м2.

1 п гу '

д Км

^п м

Определив величину БН можно найти количество и размер вновь образованных при ударе о преграду кусков (Ик и Я). Для этого составим и решим систему уравнений:

5Н = 12,6«;

4,2 ЯКП = 4,2Мк Я;

где N и Кн — количество и приведённый радиус вновь образованных кусков, м.

Первое уравнение отражает баланс образованных поверхностей, а второе — баланс объёмов. Отсюда имеем:

&„г

Я. = 12,6-

*КП

Бн

Удельная работа диспергирования первичных кусков горной массы (дП) за счёт их кинетической энергии может быть определена через соотношение прочности горной породы и величины её модуля Юнга (£), который представляет собой отношение напряжения к вызванному им удлинению:

/Т

Е =

Кб;

где 1об — размер образца до сжатия; А1об — изменение размера образца.

Применительно к рассматриваемым условиям речь идёт о сжатии образца при внешнем воздействии. Отсюда

Г

А1об = сжо6

м.

Исходя из содержания понятия работы, как произведения силы на путь, получаем, что величина цп составит:

Яп = стсж^об, Дж/м2.

Для куска с поперечным сечением 1 м2 имеем:

Яп

°,563^ , Дж/м2.

Корректирующий масштабный коэффициент (К"м), характеризующий рост удельной энергоёмкости дробления по мере снижения крупности дробления (прироста вновь образованной поверхности) определять через соотношение площади поверхностей каждой фракции [7]:

'= т Г

= 1 !3 ^.

'■=1 Кн

Если полученный средний радиус вторичного куска горной массы будет меньше, чем радиус необходимого по технологическим условиям куска, то это означает, что отбитая горная масса будет дополнительно раздроблена за счёт кинетической энергии её движения в забое (рис. 3).

Вариант системы разработки со сплошной выемкой по простиранию с раздельной отбойкой руды и породы параллельными скважинами из горизонтальных выработок с взрывозакладкой выработанного пространства породой приведён на рис. 4.

Рис. 3. Поперечное сечение забоя после отбойки при выемке жилы с раздельной отбойкой руды и породы с взрывозакладкой выработанного пространства породой

Рис. 4. Система разработки со сплошной выемкой по простиранию с раздельной отбойкой руды и породы параллельными скважинами из горизонтальных выработок с взрывозакладкой выработанного пространства породой

Для рудных жил с преобладающей изменчивостью формы в направлении восстания применяются варианты системы с отбойкой руды из восстающих выработок.

Система разработки с раздельной отбойкой характеризуется при небольших потерях руды (2,4%) достаточно высоким ра-зубоживанием (> 50%) несмотря на то, что непосредственно на очистных работах разубоживание составляет 20%. Это вызвано очень большим разубоживанием (более 80%) руды при проходке подготовительно-нарезных выработок по тонким жилам сплошным забоем. Поэтому снижения общего разубоживания по системе разработки можно добиться только его уменьшением при проходке выработок.

Известно, что качество дробления горной массы взрывом определяет эффективность всех последующих технологических процессов горного производства и начальной стадии обогащения. Поэтому, если при отбойке руды за счёт целенаправленного выбора параметров и порядка проведения взрывных работ обеспечить дробление всего отбитого материала до размера -50 мм, то можно будет существенно снизить капитальные и эксплуатационные затраты на обогащение за счёт отказа от ис-

пользования дробильного оборудования для крупного и среднего дробления. Кроме того, очевидные выгоды будут получены и при добычных работах за счёт повышения коэффициента полезного использования доставочного и транспортного оборудования.

Для разделения руды и породы при проведении горных выработок по тонким жилам разработана технология отбойки, позволяющая отбивать руду с мелким дроблением, а породу — с крупным [8]. При этом отбойку ведут валовым методом с одновременной отбойкой рудного тела и вмещающих пород. Разделение горной массы на руду и породу производят путём грохочения на пунктах разгрузки. Использование разработанной технологии отбойки при проходке горных выработок по тонким жилам с последующим разделением горной массы позволяет уменьшить на 16,2% разубоживание.

При раздельной выемке реализованы новые идеи разнонаправленного отброса руды и породы, а также использования кинетической энергии перемещения отбитого материала для его дополнительного дробления до уровня, позволяющего исключить или резко сократить расходы на крупное и среднее дробление в процессе первичной переработки добытой рудной массы. Предлагаемая технология обеспечивает повышение производительности труда забойного рабочего по системе на 35—8° % по отношению к ближайшим аналогам и превосходит показатели других рудников.

Потери руды при системе разработки с раздельной отбойкой составляют 2,4 %. Предлагаемый вариант технологии отличается повышенным удельным расходом горноподготовительных и, особенно, нарезных работ (в 1,3—1,5 раза). Это увеличение следует считать неизбежной платой за решение вопроса безопасности добычных работ. В предлагаемой конструкции системы разработки все основные операции очистного цикла выполняются без присутствия человека в очистном забое. Негативное влияние повышения удельного расхода нарезных выработок при предлагаемой технологий может быть снивелировано за счёт применения технологии проходки с использованием разномасштабного дробления рудного тела и вмещающих пород в пределах контура выработки. В целом предлагаемая инновационная технология обеспечивает повы-

шение количественных и качественных показателей разработки, а также имеет реальную перспективу дальнейшего развития за счёт изменения направления очистной выемки и структуры нарезных работ.

- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Галченко Ю.П. Проблемы геотехнологии жильных месторождений / Ю.П. Галченко, Г.В. Сабянин. — М.: Научтехлитиздат, 2011. — 408 с.

2. Пат. 2418167 Российская Федерация, Е 21 С 41/22. Способ подземной разработки маломощных жил / Трубецкой К.Н., Галченко Ю.П., Сабянин Г.В. — № 2010101021/03; заявл. 14.01.2010; опубл. 10.05.2011, Бюл. № 13.

3. Пат. 2441162 Российская Федерация. Способ подземной разработки пологих и наклонных рудных тел малой мощности / Трубецкой К.Н., Галченко Ю.П., Сабянин Г.В., Шуклин А.С. — № 2010128054/03; заявл. 07.07.2010; опубл. 27.01.2012, Бюл. № 3.

4. Пат. 2441163 Российская Федерация. Способ подземной разработки пологих и наклонных рудных тел малой и средней мощности / Трубецкой К.Н., Галченко Ю.П., Сабянин Г.В., Шуклин. — № 2010128055/03; заявл. 07.07.2010, опубл. 27.01.2012, Бюл. № 3.

5. Баум Ф.А. Физика взрыва / Ф.А. Баум, К.П. Орленко, К.П. Станюкович. — М.: Наука, 1975. — 350 с.

6. Взрывная технология активации соляных пород для их скважинной гидродобычи / В.Н. Александров [и др.] // Взрывное дело. — 2009. — № 101/59. — С. 80—91.

7. Пак В.В. Энергетический принцип определения прочностных свойств горных пород / В.В. Пак, Е.И. Казакова // Донбасс 2020: наука и техника — производству. — Донецк: Изд-во ДонНТУ, 2002. — С. 346—352.

8. Пат. 2393351 Российская Федерация. Способ подземной разработки маломощных рудных тел / Викторов С.Д., Галченко Ю.П., Сабянин Г.В. — Заял. 31.03.2009; опубл. 27.06.2010, Бюл. № 18. ЕШ

КОРОТКО ОБ АВТОРЕ -

Сабянин Георгий Васильевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт проблем комплексного освоения недр РАН, Sabjanin_gv@ipkonran.ru.

_А