Параметры геотехнологии отработки крутопадающих жил в условиях крайне неравномерного распределения запасов металла в недрах на больших глубинах Зун-Холбинского золоторудного месторождения Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

© А.М. Павлов, Е.А. Мильшин, Е.Л. Сосновская, О.В. Зотеев, Л.И. Сосновский, В. А. Филонюк,

2009

УДК 622.272

А.М. Павлов, Е.А. Мильшин, Е.Л. Сосновская,

О.В. Зотеев, Л.И. Сосновский, В.А. Филонюк

ПАРАМЕТРЫ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ КРУТОПАДАЮЩИХ ЖИЛ В УСЛОВИЯХ КРАЙНЕ НЕРАВНОМЕРНОГО РАСПРЕДЕЛЕНИЯ ЗАПАСОВ МЕТАЛЛА В НЕДРАХ НА БОЛЬШИХ ГЛУБИНАХ ЗУН-ХОЛБИНСКОГО ЗОЛОТОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

^ун-Холбинское золоторудное месторождение представлено круто-падающими жилами. Запасы металла в жилах распределены крайне неравномерно, контакты жил с вмещающими породами нечеткие и определяются по данным опробования. Жилы разрабатываются системой разработки с магази-нированием руды (10 %), системой с креплением выработанного пространства (33 %), слоями с твердеющей закладкой (57 %). Последние две системы характеризуются высокой трудоемкостью и себестоимостью добычи руды и применяются, в основном, при выемке богатых участков. Глубина разработки достигла 1000 м. На больших глубинах действуют высокие гравитационнотектонические напряжения и вызывают вредные проявления горного давления в виде отслоения и обрушения блоков пород висячего и лежачего блоков жил [1].

В процессе исследований горного давления авторами обоснована методика оконтуривания рудных залежей с учетом дискретного распределения запасов в недрах [2]. Методика позволяет окон-туривать рудные тела мощностью 3-8 м,

включая как богатые, так и сравнительно бедные участки оруденения. При такой мощности представляется возможность отказаться от систем с селективной выемкой руды со шпуровой отбойкой и применить системы с валовой отработкой руды со скважинной отбойкой. При этом достигается более высокая производительность труда и полнота выемки запасов металла из недр.

На руднике разработана система по-дэтажных штреков со скважинной отбойкой руды (рис. 1). Авторами научно обоснованы параметры этой системы разработки.

Вначале определили высоту подэтажа из расчета создания необходимого компенсационного пространства по известной методике Слесарева В.Д. с учетом коэффициента разрыхления, равного 1,5 [3,4]. Высота подэтажа составила 9 м.

Выемку запасов планируется производить лентами диной 10-25 м. Оценим напряжение в стенке камеры по формуле [4]

=( Квс ■&' + Кгс -°г )• Коб , (1)

где стс - напряжения в стенке камеры, МПа; ств, стг - напряжения в нетронутом массиве (первоначальные),

действующие соответственно вертикально и горизонтально, МПа; Квс, Кгс -коэффициенты концентрации напряжений от действия вертикальных и горизонтальных единичных нагрузок в стенке камеры, Коб - коэффициент, учитывающий фактор объемности

(трехмерности) геомеханической задачи.

Вычислим значение коб по методике проф.Зубкова А.В. по формуле [4]

Коб = 1 - е""' ^ , (2)

где Ьпр и Ьп- размеры выработанного пространства, соответственно, по

простиранию и падению рудного тела, м.

Рис. 2. Зависимость изменения коэффициента, учитывающего объемность (трехмерность) геомеханической задачи от ширины лентыг очистной камеры

Рис. 1. Система подэтажных штреков со скважинной отбойкой руды: 1 - скважина; 2 -СПАК; 3 - штанговый шпур

По данным вычислений по формуле 2 построен фик зависимости коэффициента объемности от ширины ленты очистной камеры (рис. 2).

Анализ зависимости (см. рис. 2) позволяет отметить, что при ширине ленты 15 м Коб=0,26, что меньше

Коб=0,63 для ширины камеры, равной 50 м. Это ет, что напряжения в стенке камеры в первом случае в 2,4 раза меньше, чем при выемке камеры на всю ширину. Следовательно, при ширине ленты 15 м устойчивость пород будет значительно выше.

Произведем количественную оцен-ку напряжений в стенке камеры выемочной мощностью 3 м при различной ширине ленты при ее выемке на всю высоту этажа (50 м) по формуле 1 (рис. 3).

" Коб

I I I I

III

III

I I I. Ши рина лет ы 04 ИСТН эй ка мерь I Ьк

10 15 20 25 30 35 40 45 50

б

10 12 14 16 18 20 22 24 26

а

Рис. 3. Зависимости изменения напряжений в стенке камеры в высоконапряженных зонах (а) и средненапряженных зонах (б): 1-3 - на глубинах, соответственно, 600, 800, 1000 м

Анализ установленных зависимостей позволяет отметить, что на больших глубинах - 600^1000 м напряжения в стенках камеры невелики и не превышают минус 12 МПа (сжатие пород). Породы висячего и лежачего бока должны находиться в устойчивом состоянии.

В процессе исследований изучены закономерности напряженно-дефор-

мированного состояния подрабатываемого массива горных пород на основе математического моделирован-ия методом конечных элементов ИГД УрО РАН (проф. Зотеев О.В.).

Моделирование распределения напряжений в окрестности подэтажных штреков велось для трех мощностей рудных тел: 3 м, 5 м и 8 м. Высота моделируемых подэтажных штреков при этом составляла 4 м (одна заходка), 6 и 9 м (сдвоенные заходки). Результаты расчетов получены в виде эпюр и числовых значений напряжений на контурах штреков, а также в виде зон растягивающих напряжений в приконтурной части штреков. В качестве примера приведены результаты моделирования напряженно-деформированного состояния камеры с пролетом 8 м. (рис. 4.)

Анализ результатов позволяет утверждать, что при высоте подэтажного штрека, превышающей его ширину в 1,5 и более раза, в стенках выработки развиваются высокие растягивающие напряжения субвертикального направления. Образование таких напряжений приводит к формированию субгоризон-тальных трещин, подсекающих естественную слоистость вмещающих пород, что, в свою очередь, приводит к интенсивному заколообразованию. Кроме того, большая высота выработок малой ширины приводит к концентрации сжимающих напряжений в кровле и почве (до 100 и более МПа при прочности пород на сжатие на малой базе до 60-80 МПа), что должно интенсифицировать образование трещин скола и растрескивание кровли выработок.

Проходка камер малой высоты при большой мощности рудной зоны напротив не должна вызывать больших осложнений: напряжения распределяются по контуру равномерно. Возможно только самопроизвольное осы-пание обломков с кровли выработки, что может быть предотвращено своевременной оборкой заколов и приданием кровле

Рис. 4. Положение зон растягивающих напряжений (а), эпюра (б) и значения (в) напряжений (б) на контуре отработанной камеры с пролетом 8 м

сводчатой формы с небольшим (0,5 м) ее подъемом в центральной части.

Таким образом, по условиям сохранности подэтажных штреков и обеспечению безопасности проведения в них буровых работ наиболее оптимальным является применение рассматриваемой системы на рудных зонах мощностью 5 м и более.

При необходимости отработки маломощных жил именно системой по-дэтажных штреков наиболее оптимальным является уменьшение высоты штреков до 4-5 м, что приведет к увеличению длины буровых скважин. Также необходимым является увели-

чение до длины анкерного крепления до 3 м, придание кровле выработок шатровой (остроугольной) формы и ее торкретирование для снижения зако-лообразования и предотвращения самопроизвольных вывалов.

Установлено, что при увеличении высоты камеры без изменения ее ширины в поле напряжений, характерном для Холбинского рудника, приводит к резкому возрастанию величины растягивающих напряжений в стенках камер и увеличению сжимающих напряжений в их кровле.

Максимальных размеров зона растягивающих напряжений достигает при наименьшей вынимаемой мощности (3 м), а максимальные значения растягивающих напряжений приурочены к верхней и нижней третям камер. При этом увеличение вынимаемой мощности прямо пропорционально снижению величины растягивающих напряжений (от 10,4 МПа при вынимаемой мощности 3 м до 3,3 МПа при вынимаемой мощности 8 м).

Очевидно, что при отсутствии крепления или упрочнения массива объем обрушений в камеру при условии непрерывного выпуска из нее достигнет 150-200% от вынимаемого объема при пролете камеры 3 м и 60% объема при пролете камеры 8 м.

Влияние верхнего выработанного пространства на массив нижнего этажа проявляется в дополнительной концентрации напряжений, распределяющейся: на 8 м по падению при мощности залежи т=3 м; на 11 м при т=5 м; на 13 при т=8 м.

Следовательно, все подэтажные выработки практически находятся вне зоны влияния верхних горизонтов. Наибольшие изменения в распределении напряжений не превышают 10% и приурочены к самому нижнему подэтажно-му штреку.

Влияние отработанных горизонтов проявляется прежде всего в "отжиме” зоны растягивающих напряжений в нижнюю _______

часть камеры практически без увеличения величины напряжений. При этом размеры зон растягивающих напряжений, а значит и объемы возможных обрушений в отрабатываемые камеры,

Рис. 5. Схема к расчету сил, действующих на штанговую крепь

снижаются. Исключение составляет маломощная рудная зона (до 3 м), для которой уменьшения размеров зоны растягивающих напряжений не происходит.

По данным моделирования установлено, что толщина зоны растягивающих напряжений, определяющая необходимую длину анкеров, остается практически неизменной и не превышает 1-1,5 м. Маркшейдерской службой рудника отмечены факты отслоения пород стенок камер этих же размеров, что подтверждает результаты теоретических исследований.

На руднике зоны растягивающих напряжений планируется вести сталеполимерной штанговой крепью или штанговыми шпурами (см. рис. 1). Крепь должна удерживать призму обрушения. Силу, развиваемую призмой обрушения в плоскости сдвига под углом сдвижения в к горизонту (рис. 5) можно определить К = Т-R, (3)

где К-сила, развиваемая призмой обрушения; Т - сдвигающая сила; R -сила трения на поверхности ослабления.

Параметры Т и R определятся по формулам

Т = P • sin^; (4)

R = P • cos в tgp, (5)

где Р - вес пород призмы обрушения, т; в - угол сдвижения, град.; р - угол внутреннего трения пород, град.

Вес призмы обрушения вычисляется

P=I.

обр

•’"'.tgrgr.1- (б)

2 ^ ctgo^

где аобр - ширина слоя обрушения пород, м; у - плотность пород, т/м3; а -угол падения рудного тела, град.

Расчетную нагрузку, действующую по нормали к очистной камере, определяем из выражения

N = К • sin[180°-(а+в)]. (7)

Для условий Зун-Холбинского месторождения аобр =1,5 м; у =2,67 т/м3; в=70°; а=80°; р=30°. Вес призмы обрушения составит 18 т/м, параметры Т и R равны соответственно 17

т/м и 3,55 т/м. Сила, развиваемая призмой обрушения К, равна 13,45 т/м. Расчетная нагрузка, действующая по нормали к очистной камере - 6,7 т/м.

В случае необходимости крепления тросами длиной до 5 м в расчетах рекомендуется использовать коэффициент запаса, равный 3. По данным расчетных нагрузок призмы обрушения представляется возможным произвести расчет крепи по известным методикам.

Основные выводы и рекомендации исследований приняты к внедрению и использованы в проектах отработки опытных блоков на Холбинском руднике.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Павлов А.М. Геомеханическое обоснование от селективной к валовой выемки сближенных рудных тел на Зун-Холбинском месторождении / А.М. Павлов, Е.А. Мильшин, Л.И.Сосновский // Горный информационноаналитический бюллетень - 2008. - №5. - С..

2. Филонюк В.А. Причины систематического неподтверждения оценок качества руды по данным эксплоопробования на Зун-Холбинском руднике и обоснование методики достоверного определения среднего содержания золота в руде планировании добычи /

В.А. Филонюк, А.М. Павлов, Е.А. Мильшин, Л.И. Сосновский // Информационно-рекламный бюллетень «Золотодобыча» института Иргиредмет. -2008. - № 120. - С. 19-23.

3. ГалаевН.З. Основные направления в совершенствовании разработки нижних горизонтов апатитовых рудников / Н.З. Галаев, В.И. Крапивин // Горный журнал. - 1971. - №4. - С. 43-46.

4. Технология разработки золоторудных месторождений / В.П. Неганов, В.И. Коваленко, Сосновский Л.И. и др.; под редакцией Неганова В.П.-М. Недра, 1995. - 336 с. ШИЗ

__ Коротко об авторах

Павлов А.М. - кандидат технических наук, зам. директора по горным работам, технический директор GAG «Бурятзолото»,

Мильшин Е.А. - главный маркшейдер рудника Холбинский GAG «Бурятзолото», Сосновская Е.Л. - кандидат геолого-минералогических наук, доцент кафедры общеинженерных дисциплин Иркутского государственного технического университета,

Зотеев О.В. - доктор геолого-минералогических наук, профессор, генеральный директор ИЭЦ ИГД УрО РAH

Семенов Ю.М. - начальник технического отдела GAG «Бурятзолото»,

Сосновский Л.И. - доктор технических наук, профессор кафедры разработки месторождений полезных ископаемых Иркутского государственного технического университета, Филонюк В.А. - доктор геолого-минералогических наук, профессор кафедры геологической съемки, поисков и разведки месторождений полезных ископаемых Иркутского государственного технического университета.

Статья представлена Иркутским государственным техническим университетом.

© Е.Л. Сосновская, В.А. Вицинский,