CC BY
66
УДК 622.013.364
Вохмин С.А., КурчинГ.С., МайоровЕ.С.
К ВОПРОСУ ОПРЕДЕЛЕНИЯ НОРМАТИВНЫХ ВЕЛИЧИН ПОТЕРЬ ПРИ ДОБЫЧЕ АНГИДРИТА КАМЕРНО-СТОЛБОВОЙ СИСТЕМОЙ РАЗРАБОТКИ
Камерно-столбовая система разработки является эффективной технологией разработки мощных пологих залежей, обеспечивающей высокую производительность труда и интенсивность выемки. Техникоэкономические показатели камерно-столбовой системы разработки с применением самождного оборудования весьма высокие. Однако наряду с этим она имеет существенные недостатки, основными из которых являются потери полезного ископаемого, которые могут достигать 50% всех запасов.
Технологии отработки месторождений камерностолбовой системой постоянно развиваются. На сегодняшний день разработаны и успешно применяются различные способы снижения потерь при добыче, основные из них сводятся к выемке между камер ных целиков из выработанного пространства. Однако большинство из данных способов являются непригодными при отработке залежей нерудных полезных ископаемых, поскольку являются весьма дорогостоящими.
В этой связи наиболее актуальным становится вопрос снижения эксплуатационных потерь полезного ископаемого без увеличения затрат на добычу. То есть разработка таких мероприятий, которые позволят повысить показатели извлечения из недр без увеличения себестоимости добычи.
С этой целью в 2006-2009 гг. на руднике «Ангидрит» ЗФ ОАО «Горно-металургическая компания
Таблица 1
Фактические значения толщи ны предохранительной корки
Номер пикета Количество шпуров Проектная высота защитного слоя,м Средняя высота защитного слоя,м Объем теряемого п.и. на 1 м3/1 м2
1 4 1 1,87 1,87
2 3 1 1,96 1,96
3 3 1 1,13 1,13
4 4 1 1,21 1,21
5 3 1 1,19 1,19
6 4 1 0,99 0,99
7 4 1 1,97 1,97
8 1 1,45 1,45
9 2 1 1,09 1,09
10 3 1 0,93 0,93
11 3 1 0,97 0,97
12 2 1 1,14 1,14
321 7 1 1,3 1,3
322 8 1 1,52 1,52
«Норильский никель» проведен ряд исследований, в задачи которых входило установление мест и источников потерь и разубоживания ангидрита, выявление причин формирования и разработка мероприятий по ихсокращению.
Рудник «Ангидрит» ведет отработку части Горозубовского месторождения ангидрита подземным способом. Залежь ангидрита имеет практически непрерывное распространение по простиранию и падению. Форма залежи пластовая. Размеры пласта ангидрита в пределах границ горного отвода составляют: длина (по падению) - 1200 м, ширина (по простиранию) - 2200 м. Глубина залегания подошвы пласта изменяется в пределах от 172,5 до 228,8 м по Западному полю и от 165,3 до 220,9 м по Восточному полю. Пласт ангидрита разделен на две части - верхнюю непромышленную и нижнюю промышленную слоем темно-серого доломитизированного мергеля мощностью 0,3-5,0 м. Промышленный пласт имеет субши-ротное простирание с падением на юг и юго-восток под углом 5-8°. Мощность пласта изменяется от 4,0 до 16,2 м, составляя в среднем 10,98 м.
На руднике применяется камерно-столбовая система разработки с оставлением междукамерных ленточных целиков [2]. В настоящее время на руднике «Ангидрит» применяется буровзрывной способ отбойки. При проходке горно-подготовительных и нарезных выработок отбойка ведется шпуровыми зарядами. При очистной выемке используется скважинная отбойка нижнего слоя.
Параметры системы разработки:
- ширина камер - 8 м, ширина междукамерных целиков изменяется от 5 до 6,5 м;
- длина камер - от 150 до 200 м.
В средней части панели проходится транспортный штрек для проветривания и транспортировки горной массы с очистныхи подготовительных работ.
Камеры при мощности пласта более 5 м отрабатывают сверху вниз (почвоуступным забоем). Отгрузка горной массы из забоев производится погрузочными машинами, доставка до перегрузочного узла - автосамосвалами, которые загружаются погрузочными машинами 8Т-5 или 8Т-8 на транспортном и нижнем панельном штреках.
Эксплуатационные потери за последние годы составляют около 40%, аразубоживание не превышает 4-5%.
В результате проведенных исследований составлена классификация эксплуатационных нормируемых потерь полезного ископаемого [1]. Основные потери неотбито го полезного ископаемого формируются за счет оставления в выработанном пространстве регулярных поддерживающих целиков, в защитном слое в
кровле камер. Основные потерн отбитого ангидрита формируются в «плинтусах» и на почве камер.
Снижение потерь неотбитого полезного ископаемого имеет первостепенное значение. Проведены исследования по сокращению потерь в междукамерных целиках, методика полностью изложена в работе [2].
Потери в кровле слоя образуются за счет оставления в кровле камер слоя ангидрита мощностью не менее 1 м при мощности вышезалегающего пропласт-ка мергеля более 2 м или наличии в кровле промышленного пласта закарстованных участков пород [3]. Это обусловлено требованиями безопасности.
Фактическая толщина предохранительной корки определялась бурением контрольных шпуров. Шпуры располагались по сетке 2x2 м. Кроме того, были проведены замеры в ранее отработанных камерах, где произошло частичное обрушение защитной корки (табл. 1). А также более точные данные получены при производстве работ по креплению кровли штанговой крепью. Сетка штангования 1x1 м.
Обработка результатов замеров по панелям № 13 и 14 показала, что средняя величина потерь в защитном слое составляет 1,34 м3 на 1 м2. Относительная средняя величина потерь полезного ископаемого в предохранительной корке составляет 5,5-7% (абсолютных).
Как показали исследования, толщина предохранительного слоя выбирается «интуитивно», что подтверждает необждимость нормирования данного вида потерь.
Нормативная величина потерь ангидрита в предохранительном слое определяется по формуле
П„, = ■
ЬЪ
(Ь + а) • т
где а - ширина целика; Ь - ширина камеры; т - мощность полезного ископаемого; Изк - толщина предохранительного слоя.
Поскольку величина камер Ь = 8 ми ширина целиков а = 5-6,5 м принимаются проектом на отработку панели, а т определяется геологией месторождения и возможностью вспомогательного оборудования, то становится определенно ясно, что снижение потерь в предохранительном слое возможно за счет оптимизации параметра Изк.
Для определения оптимальной величины Изк воспользуемся исследованиями, проведенными в области расчета устойчивых пролетов обнажения камер. Большой вклад в развитие этого вопроса внесли В.Д.Слесарев, П.М.Цимбаревич, Г.Н.Кузнецов, Ц.Го -мес, К.В.Руппенейт, Ю.М.Либерман, В.Р.Рахимов,
А.А.Иливицкий.
Согласно исследованиям В.Р.Рахимова [4], который рассмотрел модель непосредственной кровли в виде упругой балки, прогнувшейся под действием пригрузки и собственного веса, в кровле возникают не только сжимающие напряжения, но и изгибающие моменты продольного изгиба. Автор предположил, что эти напряжения вызываются приложенными из бесконечности продольными силами:
Р = ХуНИ,
где X - коэффициент бокового давления; у - объемный вес налегающих пород, т/м3; Н - глубина залегания (ведения горныхработ), м; И - высота потолочины, м.
Основываясь на предположениях В.Р.Рахимова,
А.А.Карпиков предложил формулу для определения предельного пролета кровли [5], при котором проис-ждит потеря устойчивости потолочины для очистных выработок.
ЬпРе1) 1,8И^ (я_1)гя ’
где Е - модуль Юнга, МПа.
В.Д.Слесарев [6] предложил для предельного определения пролета обнажения формулу, не учитывающую влияние вертикального давления:
Ь
пред
V
2а к
р
У
где о-р - предел прочности на растяжение, т/м .
Таким образом, составим систему уравнений для определения мощности потолочины по вертикальным и горизонтальным напряжениям:
2ар к
Ьпред=1,8\
Е
\2о к
=1,8к
У
V
Е
(Л-1)уИ
(Х-1)уИ
Преобразовав данное тождество, получим формулу для вычисления минимальной мощности потолочины в кровле очистных выработок:
к_ =
0,62орН (Я-1)
Е
где Н - глубина ведения горных работ, м; X - коэффициент бокового давления; Е - модуль Юнга, МПа; ар -предел прочности на растяжение, МПа.
Коэффициент бокового давления есть соотношение между горизонтальными и вертикальными напряжениями. А.Б.Макаров [7] предлагает рассчитывать из выражения
А=-
2о„
верт
°гоР = МУН ..
где /л - коэффициент бокового распора.
Н.П.Ерофеев, А.Б.Макаров рекомендуют в упругих породах расчет коэффициента бокового распора р вести по гипотезе А.Н.Динника:
V
М='
(1 -V)
где V - коэффициент Пуассона.
Схема к расчету прочности защитного слоя в SolidWorks
Таблица 2
Физико-механические свойства ангидрита, принятые для расчета
Показатель, ед. изм. Значение
Объемный вес руды у, т/м3 2,92
Угол внутреннего трения р, град 42°53'
Коэффициент Пуассона v 0,26
Модуль Юнга Е• 109, Па 3,6
Предел прочности на одноосное сжатие ис, МПа 45
Предел прочности на растяжение av, МПа 12
Условный предел текучести 8т- 107, Па 67
Коэффициент пластичности К„ 2,1
Таблица 3
Данные для моделирования в программной среде
SolidWorks
Показатель Значение
Глубина залегания Н 164,3
Мощность п.и. т 11,2
Мощность защ. корки Ипг 0,5 0,75 1 1,25 1,5
Давление на потолочину Р, МПа 6,674
Расчетный коэффициент п 0,77 1,65 2,75 3,72 4,75
Ширина целика 5
Таблица 4
Изменение коэффициента трещиноватости от густоты трещин
Приведенное число трещин N Коэффициент трещиноватости Kn
0-4 0,85
4-8 5 ,6 О
8-12 0,5
12-16 0,45
Более 16 0,4
В пластически деформирую щижя породах
'ж ф'
4 2
Ц= tg
где ^ - угол внутреннего трения.
Как видно из данного выражения, мощность потолочины (защитного слоя) определяется физико-механическими свойствами горных пород и величиной давления налегающих пород (глубиной ведения горныхработ).
Введя коэффициент запаса прочности (и), получим расчетную формулу:
h,, =
0,62nopH (А-1)
Е
Если коэффициент бокового давления X <2 (такое природное напряженное состояние массива наблюдается примерно на 30% рудных месторождений и на всех угольных месторождениях), то параметр (X - 1) необходимо заменить X. (результат расчета рекомендуется округлять до 0,5 м).
Для проверки сждимости расчетных значений проведено моделирование методом конечных элементов (МКЭ) в компьютерной среде 8оШШогкз. Расчетная схема приведена на рисунке. В расчете потолочина рассматривается как балка, защемленная на опорах, равномерно нагруженная собственным весом и весом вышележащих слоев породы до поверхности. Величина давления, прикладываемого к потолочине, определяется как уИ, причем в расчет вводится средняя величина объемного веса пород. Нагрузка рассчитывалась по формуле Р = уИ(а+Ъ)/Ъ.
В расчетах переменными величинами принимались глубина залегания, мощность пласта полезного ископаемого (высота целика), ширина целика. Результаты выводятся в виде наименьшего коэффициента запаса прочности в конструкции, который программа определяет как отношение максимальных напряжений, возникающих в элементе, к пределу прочности данного элемента и в виде зон распределения напряжений. Физико-механические свойства материала приведены в табл. 2. В расчетах предположим, что породный массив - однородное упругое тело с усредненными упругими характеристиками, таким образом, можно получить картину распределения полей напряжений и деформаций. Главным преимуществом численных методов является то, что можно учесть структуру массива и свойства пород. При этом возможно провести сравнение вариантов систем разработки с их конструктивными параметрами, оценить зоны концентраций напряжений в целиках, определить действительный коэффициент запаса прочности.
Рассмотрим пример. Для условий панели 13 рудника «Ангидрит» рассчитаем необходимую мощность защитного слоя. Расчетный коэффициент запаса прочности примем равный 3 (по данным ВНИМИ и =2-3, А.А.Борисова - до 4, С.В.Ветрова - более 2,5).
0,62• 3-12-106 -164,3 • 0,8
3,6-109
принимаем равным 1 м.
= 0,89 м,
Теперь полученную величину мы сравниваем с расчетами МКЭ (результаты расчетов приведены в табл. 3).
Как видно из таблицы, значение коэффициента запаса прочности, полученное на компьютерной модели, равно и=2,75 при расчетной величине и=3, разница составляет 9%.
При наличии трещиноватости в защитном слое в кровле выработок необждимо вводить коэффициент трещиноватости, который можно принять по табл. 4 [8].
К.. =
0,62порН (Я -1) КЕ
Исследованиями Э.Г.Роота [9] установлено, что при соотношении ширины панели и глубины разработки Ь/Н<1/3 нагрузки на МКЦ составляют только часть веса столба вышележащего массива. Данное утверждение справедливо и при расчете толщины предохранительного слоя. Поэтому для данных условий рекомендуется И принимать с учетом коэффициента Кр, показывающего, какая часть всего веса пород фактически составляет нагрузку на целики.
Р
ъг _ 1 0
к -7'
где Р0 - гидростатическое давление, МПа; Р - давление от всего столба налегающих пород. Тогда зависимость примет следующий вид:
К.. =
0,62nop Kp Н (Я -1)
КЕ
При планировании показателей извлечения по выемочной единице (блок, панель) необходимо учитывать потери по всем местам и источникам их формирования, однако во избежание получения завышенных показателей потерь необждимо рассматривать каждый вид индивидуально и рассчитывать нормативные значения П и Р для всех условий.
Список литературы
1. Пути повышения полноты извлечения нерудного сырья при подземной добыче камерно-столбовыми системами разработки / СА.Вскмин, Е.Г.Малиновский, Г.С.Курчин // Изв. вузов. Горный журнал. Екатеринбург, 2008. № 3. С. 8-13.
2. Расчет устойчивости целиков с применением методов математического моделирования / С.А.Вскмин, Г.С.Курчин, Е.С .Майоров, Л.Л.Неронова // Молодежь и наука: начало XXI века: сб. материалов Всерос. науч. конференции студентов, аспирантов и молодых ученых: в 7 ч. Ч. 4 / сосг. Сувейзда
В.В.; МИОЦФГОУ ВПО <€ФУ». Красноярск, 2008. С. 65-66.
3. Регламент технологических производственных процессов по применению камерно-столбовой системы разработки с использованием самоходного оборудования на руднике «Ангидрит » рудоуправления «Норильск-1» ЗФ ОАО «ГМК «Норильский никель». Норильск, 2006. 22 с.
4. Рахимов В.Р. Механические процессы в массиве горных пород при камерной системе разработки: учебник. Ташкент: Изд-во «Фан», 1980.
5. Карликов А.А. Обоснование параметров камерно-столбовой системы разработки на больших глубинах с последующей выемкой целиков: дис. ... кацд. техн. наук: 25.00.20. М., 2007.
6. Слесарев В.Д. Механика горных пород: учебник. М.: Углегех-издаг, 1948.
7. Макаров А.Б. Практическая геомеханика. Пособие для горных инженеров: учеб. пособие для вузов. М.: Изд-во «Горная кни-га», 2006. 391 с.
8. Методические указания по определению размеров камер и целиков при подземной разработке руд цветных металлов. Чита, 1988. 126 с.
9. Poor Э.Г. Исследование проявлений горного давления с цепью определения оптимальных пролетов камер и рудников междука-мерных цепиков: дис. ... канд. техн наук Караганда, 1970.
List of literature
1. Ways of increasing nonmetallic raw materials extraction completeness at underground extraction room and pillar mining systems workings out / S.A.Vokhmin, E.G.Malinovsky, G.S.Kurchin // News of HIGH SCHOOLS: Mining magazine № 3. Ekaterinburg, 2008. P. 8-13.
2. Calculation of whole stability using methods of mathematical modelling / S.A. Vokhmin, G.S. Kurchin, E.S. Majorov, L.L. Ner-onova // Youth and a science: the beginning of XXI-st century. The All-Russia scientific conference of students, post-graduate students and a pier. Krasnoyarsk, 2008. P. 65-66.
3. Regulations of technological productions on application room and pillar mining systems of working out with self-propelled equipment on mine "Anhydrite" "Norilsk-1" "GMK" Norilsk nickel”. Norilsk, 2006. 22 p.
4. Rakhimov V.R. Mechanic processes in a file of rocks at chamber system workings out. Tashkent: Publishing house "Fan", 1980.
5. Karpikov A.A. Substantiation of parameters room and pillar mining working out systems on the big depths with the subsequent dredging is whole: post-graduate student qualification work.
6. Slesarev V.D. Mechanic of rocks. 1948.
7. Makarov A.B. Practical geomechanic. The grant for mining engineers: The grant for high schools. Moscow: Publishing house «Mining book», 2006.
8. Methodical instructions of the rooms and pillars sizes definition at nonferrous metals ores underground mining. Chita, 1988. 126 p.
9. Root E.G. Research of displays of mountain pressure for the purpose of definition of optimum flights of chambers and mines междукамерных is whole: post-graduate student qualification work. Karaganda, 1970.
