CC BY
85
- © П.С. Шпаков, Ю.Л.Юнаков,В.В. Руденко, 2014
УЛК 622.1:622.271
П.С. Шпаков, Ю.Л. Юнаков, В.В. Руденко
РАСЧЕТ УСТОЙЧИВОСТИ КАРЬЕРНЫХ ОТКОСОВ БОГОЛЮБОВСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Показано, что правильное решение вопросов обеспечения устойчивости карьерных откосов зависит от максимально учета геологических и горнотехнических условий разработки месторождений, к которым относятся: геологическое строение месторождения, физико-механические свойства горных пород, структурно-тектонические особенности, трешиноватости прибортовых массивов карьера, технология ведения горных работ, тип применяемого технологического оборудования, срок службы карьера и т.д. Приведены результаты расчета коэффициента запаса устойчивости для различных углов наклона и высот проектного борта карьера. Приведен расчет устойчивости и ширины призмы обрушения внешнего отвала Боголюбовско-го месторождения, приводятся сравнительные расчеты проектной организации и предлагаемые, проанализированы ошибки ранее выполненных расчетов. Рекомендованы проектные параметры устойчивых откосов бортов и отвалов. Ключевые слова: устойчивость, предельный угол откоса, высота откоса, карьер, отвал, борт, уступ, породы, прочность, поверхность скольжения, коэффициент устойчивости.
В связи с изменением проектных параметров карьера, несоответствие реальных параметров карьерных откосов проектным, потребовалась их корректировка. Для опенки устойчивости карьерных откосов Боголюбовского месторождения приведенных данных лаборатории геомеханики и инженерных исследований ИЦ ЗАО «Полюс» по определению физико-механических свойств было недостаточно. Для уточнения прочностных характеристик в пропессе экс-плуатапии месторождения необходимо проводить дополнительные изучения физико - механически свойств массива. На основе многолетних исследований проведенных сотрудниками кафедры маркшейдерского дела СФУ, кафедры маркшейдерского дела и геодезии КарГТУ [1] по более 40 месторождениям скальных пород, анализа литературных источников и практики горнодобывающих предприятий и значениям X по данным ВНИМИ для наиболее распространенных углевмещающих породных массивов проанализированы значения прочностных характеристик горных пород и соответствующих им коэффипиентов структурного ослабления. Из проведенного анализа, по аналогии, выбираем для Боголюб-ского месторождения Х0 = 0,05058. Рассчитываем расчетное спепление горных пород в массиве по методике ВНИМИ [2, 3], используя коэффипиент структурного ослабления, и данные ИЦ ЗАО «Полюс». Спепление в массиве вычисляем по формуле км = кобр-Х0-км = 10,64 Мпа * 0,05058* = 0,5382 МПа (53,82 тс/м2). Используя перечисленные выше источники, конкретные разрезы по профилям, длину поверхности скольжения по различным типам пород, определяем средневзвешенный угол внутреннего трения массива как р = 33,4°. Средневзвешенная плотность массива по всей глубине месторождения у = 2,61 тс/м3. При расчетах устойчивости карьерных откосов коэффипиент запаса вводится в средневзвешенные характеристики сопротивления сдвигу толщи слоев, пересекаемых потенпиальной поверхностью скольжения, они и будут являются расчетными:
а =
с
п
Ф,. = аг^д-
п
Таким образом, породы массива борта карьера характеризуются следующими показателями: угол внутреннего трения массива р = 33,4°; сцепление к = 53,82 тс/м2; плотность пород массива у = 2,61 тс/м3. Определяем расчетные данные для массива борта карьера при коэффициенте запаса устойчивости п = 1,3.
Угол внутреннего трения массива
рп = ас^д*дР= ас^^3,4 = 0,50721 = 26,9° - р = 26,9°;
П 1,3
, к 53,82
сцепление - кп = — =-= 41,4 тс/м2;
п 1,3
плотность пород массива у = 2,61 тс/м3.
С расчетными данными входим в программу [4, 5]. Расчет ведем для наиболее опасного профиля борта карьера (район разведочного разреза 8,0) при максимальном угле наклона борта карьера, т.е. угол откоса а = 50,0°. В результате расчета получаем (рис. 1).
Исходные данные: угол откоса а = 50,0°; угол внутреннего трения массива р = 26,9°; сцепление к = 41,4 тс/м2; плотность пород массива у = 2,61 тс/м3; начальная условная высота Н=260,0 м.
Расчетные данные: предельная Н = 300,4 м; предельный угол откоса а = 50,0°; высота отрыва Н90 = 51,7 м; ширина призмы обрушения Б = 61,2 м; радиус поверхности скольжения г = 584,7 м; число итераций к2 = 12.
Борт карьера с поверхностью скольжения изображен на рис. 1 в истинном масштабе.
Рис. 1.
Рис. 2.
Таким образом предельная высота откоса Н = 300 м больше максимальной запроектированной высоты Н = 290 м. (Максимальная высота проектного борта карьера будет устойчивой).
Оценим коэффициент запаса устойчивости реального борта карьера с расчетными характеристиками массива: угол внутреннего трения массива р = 33,4°; сцепление k = 53,82 тс/м2; плотность пород массива у = 2,61 тс/м3; угол откоса а = 50,0°; максимальная запроектированная высота карьера Н = 290 м. Проводим расчет по программе: «Stability analysis» [4,5].
На рис. 2 приводится профиль расчетного борта и расположение наиболее опасной поверхности скольжения.
Исходные данные: угол внутреннего трения массива р = 33,4°; сцепление k = 53,82 тс/м2; плотность пород массива у = 2,61 тс/м3; угол откоса а = 50,0°; максимальная высота карьера Н = 290 м.
Расчетные данные: предельная высота h = 290,0 м; предельный угол откоса а = 50,0°; высота отрыва Н90 = 50,6 м; ширина призмы обрушения Б = 60,1 м; радиус поверхности скольжения r = 565,0 м; число итераций k2 = 6; откос приведен в предельное состояние при числе итераций k2 = 6; коэф. запаса устойчивости по k КЗУ = 1,3193; коэф.запаса устойчивости по р КЗУ = 1,3193; а = 50,0°; H90 = 50,6 м; берма Б = 60,1 м; H = 290,0 м; r = 565,0 м. Таким образом, борт карьера с максимальной высотой и максимальным углом наклона будет находиться с коэффициентом запаса устойчивости n = 1,3193, что отвечает требованию нормативных документов. Проведем расчет борта карьера для максимальной высоты (Н = 290 м) и других углах наклона, чтобы можно было судить о коэффициенте запаса устойчивости на других участках борта карьера.
КЗУ борта карьера при Н = 290 м и различных углах его наклона
а 50° 49° 48° 47° 46° 45° 44° 43° 42° 41°
КЗУ 1,319 1,342 1,366 1,391 1,416 1,443 1,470 1,498 1,527 1,557
Расчет устойчивости и ширины призмы обрушения внешнего отвала Боголюбовского месторождения
Устойчивая реальная высота отвала оказалась меньше проектной, поэтому возникла необходимость оценки устойчивости откоса отвала и проверка правильности выполненных расчетов проектной организацией.
Вскрышные породы отвала характеризуются следующими физико-механическими характеристиками: угол внутреннего трения р = 30°; сцепление пород к = 3,0 тс/м2; объемная масса отвальных пород у = 2,4 тс/м3.
В соответствии с пунктами 2.10, 2.11 «Методических указаний...» вычисляются расчетные характеристики сопротивления сдвигу отвальной массы с учетом коэффициента запаса (п = 1,2) [2] (расчеты проектной организации):
рп = ассЛд^р = ас^д^0 = 0,481 = 25,7° к п= к = 30 = 2,5тс/м2.
п 1,2 п 1,2 (2)
По формуле (6) [2] вычисляем Нд0 = 3,2 - высота вертикальной трещины отрыва.
По графику зависимости между высотой плоского откоса и его углом (рис. 6, с. 25) [2] для принятых условий а = 37° и рп = 25,7° в соответствии с п. 3.9 по
углу откоса отвала находим условную высоту откоса Н1. Для рассматриваемых условий Н1 = 23,4 м.
Вычисляем действующую высоту откоса отвала:
Н = Н1 * Нд0 = 24,3 * 3,2 = 75 м.
Здесь явно сделана ошибка в расчетах. Ниже приведены уточненные наши расчеты.
По графику зависимости между высотой плоского откоса и его углом (рис. 6, с. 25) для принятых условий а = 37° и рп = 25,7° в соответствии с п. 3,9 [2] по углу откоса отвала находим условную высоту откоса Н1. Для рассматриваемых условий Н1 = 10,5.
Вычисляем действующую высоту откоса отвала: Н = Н1 * Ндю = 10,5*3,2 = 39,5 м.
Т.е. проектировщиками сделана ошибка почти в два раза.
Поэтому дальнейшее определение призмы обрушения не рассматривается.
Тоже самое можно проверить по ВНИМИ [3], исходя из метода многоугольника сил. В приложении [3] (с. 90-92) и рис. П1,1 для принятых условий а = 37° и рп = 25,7° находим значение коэффициента А = 44,5°.
Находим искомую допустимую высоту откоса отвала
Н = А * к/у = 44,5 * 2,5/2,4 = 46,4 м, т.е. значительно меньше расчетного значения приведенного в проекте. Сделаем строгий расчет по методике [4, 5]. При угле внутреннего трения р = 30°; сцепление пород к = 3,0 тс/м2; объемная масса отвальных пород, у = 2,4 тс/м3.
В соответствии с пунктами 2.10, 2.11 «Методических указаний...» [2] вычисляются расчетные характеристики сопротивления сдвигу отвальной массы с учетом коэффициента запаса (п = 1,2). Численные значения определены по формуле (1). С расчетными данными входим в программу [4, 5].
В результате расчета получаем (рис. 3):
Исходные данные: угол откоса а = 37,0°; угол внутреннего трения массива р = 25,7°; сцепление к = 2,5 тс/м2; плотность пород массива у = 2,4 тс/м3; начальная условная высота Н = 50,0 м.
Расчетные данные: предельная высота Н = 39,5 м; предельный угол откоса а = 37,0°; высота отрыва Нд0 = 3,3 м; ширина призмы обрушения Б = 7,0 м; радиус поверхности скольжения г = 77,9 м; число итераций к2 = 11. Т.е предельная высота не может быть больше Н = 39,5 м. Что подтверждает необходимость приведения проектных параметров к правильным расчетным.
Рис.
Рис. 4.
Для уточнения проверим коэффициент запаса устойчивости откоса отвала при Н = 75 м (по данным проектной организации). Результаты расчетов приведены ниже:
Исходные данные: угол откоса а = 37,0°; угол внутреннего трения массива р = 26°; сцепление k = 2,5 тс/м2; плотность пород массива у = 2,4 тс/м3; заданная высота откоса Н = 75,0.
Расчетные данные: предельная высота Н = 75,0 м; предельный угол откоса а = 37,0°; высота отрыва Н90 = 4,0 м; ширина призмы обрушения Б = 9,7 м; радиус поверхности скольжения r = 146,0 м; число итераций k2 = 7; откос приведен в предельное состояние при числе итераций k2 = 7; коэффициент запаса устойчивости по р - n = 0,8787; коэф. запаса устойчивости по k - n = 0,8787; а = 37,0°; Н90 = 4,0 м; Б = 9,7 м; Н = 75,0; r = 146,0; плотность массива у = 2,4 тс/м3; k = 2,8 тс/м2; р = 29°. Т.е. откос явно неустойчив при этой высоте так как n = 0,8787<<1.
Вывод. Реальная предельная высота должна быть Н = 39,5 м. Построим устойчивый профиль отвала высотою 100 м при данных параметрах. Для этого проведем расчет [4, 5].
Исходные данные: предельная высота откоса Н = 100,0 м; угол внутреннего трения массива р = 25,7°; сцепление c = 2,5 тс/м2; плотность пород массива у = 2,1 тс/м3; начальный угол откоса а = 25,0°.
Расчетные данные: предельная высота Н = 100,0 м; предельный угол откоса а = 32,0°; высота отрыва Н90 = 3,8 м; ширина призмы обрушения Б = 13,4 м; радиус поверхности скольжения r = 204,6 м; число итераций k2 = 8. Расчеты показывают, что при Н = 100 м предельный угол с коэффициентом запаса равным n = 1,2 будет а = 32°. Предельный контур и положение наиболее опасной предельной поверхности скольжения приведен на рис. 4. Поэтому, если оставлять данные этих расчетов, то для высоты 100 м необходимо вписывать как минимум три уступа, причем высота каждого уступа не должна превышать H = 39,5 м.
_ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Попов В.Н., Шпаков П.С., Юнаков Ю.Л. Управление устойчивостью карьерных откосов. Учебник для вузов. - М.: Издательство МГТУ, издательство «Горная книга», 2008. - 683 с.: ил.
2. Методические указания по определению углов наклона бортов, откосов уступов и отвалов строящихся и эксплуатируемых карьеров. - Л.: ВНИМИ, 1972. - 163 с.
3. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах. - СПб.: ВНИМИ, 1998. - 208 с.
4. Шпаков П.С., Юнаков Ю.Л., Шпакова М.В., Фролов И.А. RU ОБПБТ № 4(75) 20.12.2010. Программы для ЭВМ. Рег. номер 2010614557 (09.07.2010).
5. Шпаков П.С., Юнаков Ю.Л., Шпакова М.В. Расчет устойчивости карьерных откосов по программе stability analysis // Горный информационно-аналитический бюллетень. -2011. - № 8. - C. 56-63.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ_
Шпаков Петр Сергеевич - доктор технических наук, профессор, e-mail: SPSP01@rambler.ru,
e-mail: SPSP01@mail.ru., Муромский институт (филиал) федерального государственного
бюджетного образовательного учреждения высшего профессионального образования
Владимирский государственный университет им. А.Г. и Н.Г. Столетовых,
Юнаков Юрий Леонидович - кандидат технических наук, профессор,
зав. кафедры маркшейдерского дела Сибирского Федерального университета,
e-mail: yunakov11@rambler.ru, Институт горного дела геологии и геотехнологий,
Руденко Валентина Владимировна - доктор технических наук, профессор,
e-mail: rudenkov@bk.ru, Московский государственный горный университет.
UDC 622.1:622.271
CALCULATION OF STABILITY QUARRY SLOPES BOGOLYUBOV DEPOSIT
Shpakov P.S., Doctor of Technical Sciences, Professor, e-mail: SPSP01@rambler.ru,
e-mail: SPSP01@mail.ru., Murom Institute (Division), Vladimir State University after the Stoletovs,
Junakov Ju.L., Candidate of Engineering Sciences, Professor,
Head, Surveying Department, Institute of Mining, Geology and Geotechnologies,
Siberian Federal University, e-mail: yunakov11@rambler.ru,
Rudenko V.V., Doctor of Technical Sciences, Professor, e-mail: rudenkov@bk.ru,
Moscow State Mining University.
It is shown that the right decision sustainability issues quarry slopes depends on the maximum accounting and geological mining conditions, which include: geological structure, physical and mechanical properties of rocks, structural-tectonic features, fracture massif career, technology mining type used process equipment, lifetime career, etc. The technique of determining the design characteristics of the procedure and payment VN1M1 characteristics with those obtained by the same procedure. With the same design characteristics were calculated by the method of prof. Shpakova program stability analysis.
The results of calculation of the safety factor for different angles and heights of the pit design. Calculation of the stability and width sliding wedge blade Bogolyubov external field, comparative calculations and the proposed project organization, analyzed the error of earlier calculations. Recommended design parameters of slope stability boards and dumps.
Key words: stability, limiting the slope angle, slope height, bat, blade, board, ledge rock, strength, sliding surface stability factor.
REFERENCES
1. Popov V.N., Shpakov P.S., Junakov Ju.L. Upravlenie ustojchivost'ju kar'ernyh otkosov. Uchebnik dlja vuzov (Pitwall stability control. Higher education textbook), Moscow, Izdatel'stvo MGGU, izdatel'stvo «Gornaja kniga», 2008, 683 p.
2. Metodicheskie ukazanija po opredeleniju uglov naklona bortov, otkosov ustupov i otvalov strojashhihsja i jekspluatiruemyh kar'erov (Instructional guidelines on determination of slope angles of pitwalls, benches and dumps in open pit mines in operation and under construction), Leningrad, VNIMI, 1972, 163 p.
3. Pravila obespechenija ustojchivosti otkosov na ugol'nyh razrezah (Technical regulations on slope stability in open pit coal mines), Saint-Petersburg, VNIMI, 1998, 208 p.
4. Shpakov P.S., Junakov Ju.L., Shpakova M.V., Frolov I.A. RU OBPBT № 4(75) 20.12.2010. Pro-grammy dlja JeVM. Reg. nomer 2010614557 (09.07.2010) (RU OEnET № 4(75) 20.12.2010. Computer programs. Registration number 2010614557 (09.07.2010)).
5. Shpakov P.S., Junakov Ju.L., Shpakova M.V. Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten', 2011, № 8, pp. 56-63.
