CC BY
44
© А.В. Зубков, 2002
УДК 622.831.32
А.В. Зубков
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ СХЕМЫ ВЕДЕНИЯ ОЧИСТНЫХ
РАБОТ НА РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ ПРИ ВЫСОКОМ УРОВНЕ ПЕРВОНАЧАЛЬНЫХ НАПРЯЖЕНИЙ
При добыче полезных ископаемых подземным способом зачастую приходится отрабатывать месторождения опасные по горным ударам (ГУ). Горные удары являются следствием высокого уровня первоначальных напряжений, прочности горных пород и значительной концентрации первоначальных напряжений в конструктивных элементах систем разработки в результате увеличивающейся площади подработки и роста объемов выработанного пространства.
Инструкцией по предупреждению ГУ рекомендуется на таких месторождениях вести очистные работы:
- без образования и оставления целиков;
- без образования выступающих частей рудного массива;
- не вести работы так, чтобы отрабатываемый участок рудного массива превращался в уменьшающийся целик.
В то же время выполнить эти требования практически невозможно по следующим причинам:
1. При отработке рудных тел в крепких горных породах наиболее эффективной во многих случаях являются камерные системы разработки с оставлением постоянных целиков (СУБР, ЮБР, Жезказган и т.п.) или временных целиков (Норильск, Умбозеро, шх.Естюнинская и т.п.).
2. Во всех случаях при выемке следующего горизонта днище верхнего сопрягается с призабойным рудным массивом отрабатываемого горизонта под углом 90 - 110о, т.е. образуется выступающая часть рудного массива.
3. Для обеспечения значительной производительности необходимо создавать несколько фронтов очистных работ на одном или 2 - 3 горизонтах, что неизбежно приводит к встречному движению фронтов, т.е. к уменьшению разделительного массива (целика).
Вследствие этого на таких рудниках несмотря на активность служб прогноза и предупреждения горных ударов (ППГУ) происходят и будут происходить ГУ и это явление необходимо принимать как должное, т.к. здесь действует закон сохранения энергии - энергия горного давления (опорного давления). Энергия горного давления, которую воспринимал отработанный рудный массив, перераспределяется на соседние участки рудного массива и эта энергия тем больше, чем больше размеры выработанного пространства и глубина ведения очистных работ. На отдельных рудных наблюдаются не просто ГУ, а техногенные землетрясения силой от 3-4 до 6-7 баллов по шкале Рихтера (СУБР, ЮБР, Апатиты, ш. Естюнинская).
В этих условиях есть только единственный путь - это увести опорное давление, а с ним и места ГУ, из технологически активных участков массива (зон деятельности человека) в глубину горного массива или в выработанное пространство. Необходимо также поверхностные сооружения строить в сейсмобезопасном исполнении с расчетом на сейсмику до 7 баллов. В данном случае речь не идет о прогнозе и предупреждении ГУ, вызываемых разрушением приконтурной части горных выработок с энергетикой до 105 Дж.
В качестве примера развития и совершенствования технологических схем ведения очистных работ в условиях возрастающего горного давления целесообразно рассмотреть отработку Естюнинского месторождения в г. НижншЬЯининое месторождение представлено серией рудных тел с общим простиранием в плане до 4 км и на глубину более 1 км. Рудные тела имеют нормальную мощность тн до 60 м и угол падения на участках А и Б 50-70о, а на участках В и Г 40-50о и менее (рисунок).
Естюнинское месторождение является уникальным в мире по геомеханическим характеристикам. Первоначальные напряжения в массив (сттах, сттт - горизонтальные,
- вертикальные) имеют следующие значения на глубинах
Н, м [11:__________________________________________________
Н, м CTrmax, МНа CTnmn, МНа CTz, МНа
220 -37+7 -28+7 -34+4
340 -72+9 -41+3 -47+2
400 -140 -80 -53
600 -169 -106
Прочность пород в образце достигает следующих значений:
Пироксен - плагиоклазовая порода - 450 МПа;
Роговики пироксен плагиоклазовые - 290 МПа;
Магнетит - 340 МПа.
Следовательно, на Естюнинском месторождении напряжения на Н = 600 м в 2,5-3 раза выше, чем на рудниках Кольского полуострова, Норильска, СУБРа и Горной Шории, измеренные на глубинах 600-800 м.
Негативные последствия высоких первоначальных напряжений массива горных пород заключаются в том, что динамические проявления горного давления (стреляние) начали происходить в выработках гор.+ 0 м (Н = 220 м). При применении этажно-камерной системы разработки с обрушением налегающих пород для предотвращения самообрушения целиков и кровли камер (висячего бока) ширина междукамерных (МКЦ), междублоковых (МБЦ) и потолочинных (ПЦ) целиков при отработке гор.+0м принималась равной 20-25 м, а длинна камер по простиранию до 50 м.
Геомеханический прогноз поведения консоли налегающих пород, целиков и кровли камер при дальнейшей отработке месторождения показал следующее.
Проекция горных работ на вертикальную плоскость
Обрушение консоли налегающих пород на участке А и Б (до целика некондиционных руд) при угле падения рудного тела 50-70о должно было произойти и произошло после выемки гор.+ 0 м. В дальнейшем при отработке гор. - 60 м и - 120 м консоль не должна была обрушаться и не обрушалась. Эта произошло лишь при выемке гор. - 180 м. На участке В и Г консоль даже в ближайшей перспективе обрушаться не должна.
При оценке устойчивости кровли камер (висячего бока) было проанализировано распределение напряжений в направлении простирания и падения рудного тела. В направлении простирания наибольшие сжимающие напряжения приурочены к участкам сопряжения кровли с забоем отрабатываемого рудного массива. Если обозначить угловой участок кровли линией I, а отстоящий от угла на расстоянии 2,5 м - линией П, то напряжения по этим линиям достигнут при отработке горизонтов следующих значений:
Учитывая, что высоконапряженные участки занимают
зону шириной 2-10 м, прочность пород в массиве составит 70-100 % от их значений в образце.
Следовательно, прочность в массиве пироксен-плагиоклазовой породы составит 310-450 МПа, а роговиков 200-290 МПа. С учетом этого частичного обрушения роговиков в этих узких зонах следовало ожидать лишь с началом отработки гор.-180 м, а пироксен-плагиоклазовой породы гор.-240 м (это основная вмещающая порода).
В направлении падения рудного тела напряжения в висячем боку при отсутствии потолочинных целиков не превышают предельных при отработке до гор.-240 м. При наличии жестких потолочинных целиков обрушение висячего бока следовало ожидать уже при отработке гор.-60 м [1].
Анализ состояния целиков показывает, что при отработке гор.-60 м на участке А и Б напряжения в целиках были равны их прочности с учетом 20 % запаса прочности. Если считать без запаса прочности, то [уц] = 210 МПа выше дей-
ствующих напряжений. Этим, видимо, объясняется то, что при отработке блоков 6, 7 и 8 МБЦ находились в устойчивом состоянии, но эта устойчивость была на грани ее потери. При расширении выработанного пространства (выемка блоков 4 и 5) целик потерял устойчивость. В нем появились трещины и массив разрушился со стороны блоков 4 и 5 в виде ГУ.
При выемке гор.-120 м целики шириной 25 м при тн = 15 м уже находятся в неустойчивом состоянии. Положение усугублялось на участке, где тн больше 15 м за счет уменьшения прочности целика.
На участке В и Г при выемке первых блоков на гор.-60 м целики должны иметь ширину не менее 20 м, а при выемке следующих блоков должны быть увеличены до 25 м. Дело в том, что в варианте, когда вынуты 2 блока и начата выемка третьего, в МБЦ шириной 20 м напряжения становятся равны прочности целика.
Анализ поведения консоли налегающих пород, кровли камер и выработанных пространств, а также устойчивости целиков по мере понижения очистных работ позволяет сделать следующие выводы.
1. Устойчивость консоли налегающих пород при отработке участка В и Г, а на участке А и Б ниже гор.±0 м дает возможность все целики (ПЦ и МБЦ) выполнять не несущего, а ограждающего типа.
2. Кровля камер и выработанного пространства должна разрушиться при оставлении жестких несущих ПЦ и МБЦ. Ситуация улучшается значительно, если эти целики выполнять ограждающего (не несущего) типа, т.к. со стороны такого целика исчезает длительно существующая зона повышенных напряжений.
3. Начиная с гор.+60 м МБЦ и ПЦ должны были иметь ширину до 20 м, а с гор.-60 м целики шириной 20-25 м и более приходили в неустойчивое состояние.
4. Главный вывод заключается в том, что на Естюнин-ском месторождении целики всех типов необходимо выполнять только ограждающего типа (податливыми), уменьшив их ширину в 2-3 раза по сравнению с жесткими (поддерживающими).
Горизонт, м 1/Шн (1 — длина камеры)
1 2 3
а У , МПа аУ МПа а1у МПа а ь а1у МПа а ь
-120 -250 -100 -210 - 140 -180 - 150
-240 -640 -250 -520 -340 -480 -390
Податливые потолочинные целики ограждающего типа должны иметь такую конструкцию, чтобы они выдерживали только давление обрушенных пород.
В практике встречаются два варианта давления обрушенных пород на потолочинный целик:
1) целик расположен на границе зоны обрушения висячего бока;
2) целик расположен под консолью не обрушившегося висячего бока.
В первом варианте вертикальное давление обрушенных пород в районе целика при мощности рудного тела 10-20 м и высоте обрушения пород Иоб = 100^300 м составит 0,4 гоб Иоб [2]. Следовательно, среднее давление на целик при горизонтальном давлении обрушенных пород, равном 0,2^0,25 вертикального давления, будет равно Стоб = 7обНоб (0,25 - 0,15^2«) (1)
Во втором варианте высоту обрушенных пород нужно считать равной расстоянию по вертикали от лежачего до висячего бока, а среднее давление на целик составит
шН об,
у об "
'-( 0,6 - 0,4соБ2а).
(2)
2соб«
Нагрузка на целик в целом составит Роб= уобшн . Тогда при срезающих усилиях у висячего бока Рв и у лежачего Рл при Роб= Рв + Рл ширину потолочины без нависающей консоли можно найти по формуле
уобтн
!дт
2[<ф
(4)
а при наличии консоли
п л __ ...
об [
\рср ]
1п>
0,6<т
об
[Тс:р ]
(5)
ср ср
К примеру, без консоли при а = 45о, тн = 20 м, Ноб > 300 м для железорудных месторождений Урала и Казахстана /ш = 0,1 тн, т.е. не превысит 2 м. Для тех же условий при расчете потолочины на изгиб ширина ее не будет превышать 7 м. С уменьшением Ноб, а или при расположении потолочины под консолью необходимая ширина целика будет менее 2 м.
При высоком напряженном состоянии массива горных пород для обеспечения устойчивости потолочинного целика от нагрузки, вызываемой смещением вмещающих пород, необходимо делать его шириной 15-25 м, т.е. намного больше, чем требуется.
Для данных условий предлагаем податливый потоло-чинный целик [3], который должен иметь в сечении вкрест простирания рудного тела форму трапеции с малым основанием по висячему боку. Диагональ, соединяющая тупые углы трапеции (целика), должна совпадать с направлением вектора смещения висячего бока относительного лежачего. В этом случае под действием сжимающих напряжений потолочина будет срезана по диагонали без разрушения образовавшихся двух половин потолочины, так как прочность на срез для горных пород в среднем в 5 раз меньше прочности на сжатие. На Естюнинском месторождении эта диагональ должна проходить по нормали к плоскости рудного тела.
Боковая стенка потолочинного целика со стороны выработанного пространства должна быть оформлена при проведении траншейной подсечки на этом горизонте, задавая угол наклона траншеи 50о. Боковую стенку потолочины со стороны отрабатываемой (нижней) камеры при мощности
рудного тела до 10-15 м целесообразно делать вертикальной. При мощности более 15 м эту стенку можно делать наклонной, увеличивая острый угол в целике между стенкой и лежачим боком на 15-20о, что способствует уменьшению запасов руды в целике.
Следует учесть, что при отбойке руды в камерах скважинными зарядами диаметром 105 мм целик руды нарушается на глубину до 1,5 м. Поэтому расчетную ширину целика необходимо увеличить на 2-3 м. Этот параметр целика должен быть выдержан у висячего бока, а у лежачего бока целик всегда больше, чем требуется по условиям устойчивости в силу его конструктивных особенностей.
С переходом от применения жестких целиков к податливым при выемке рудных тел мощностью до 20-25 м технологические схемы отработки камер и целиков оставили традиционными, но длину камер, увеличили до 100-200 м и из камер стали извлекать до 85 % запасов блока. При выемке наклонно- и крутопадающих рудных тел мощностью 3060 м можно было бы применить податливые целики, но при а = 45 о ширина такого целика по лежачему боку составила бы 50-100 м и только в этом целике осталось бы 30-50 % общих запасов руды в блоке.
В подобных условиях предложен следующий вариант системы разработки. В пределах выемочного блока отбивают камерные запасы с оформлением податливого самосре-зающегося целика. Назовем эту камеру первичной. После среза целика, когда нагрузка на него со стороны висячего бока снимается и останется лишь давлением обрушенных пород, производим частичную отбойку руды в камерах-нишах в самом целике. В результате этого податливый целик превращается в сложную конструкцию, состоящую из потолочины, поддерживаемой треугольными целиками. Это дает возможность увеличить объем балансовых запасов руды в камерах до 70-75 % [1].
Для применения данного варианта системы разработки необходимо определить допустимую толщину потолочины ^, ширину камер второй очереди ак11 и ширину МКЦ ац п .
При образовании 2-х вторичных камер по технологическим и геомеханическим условиям было принято ^ = 15-20 м, ак ш = 30 м, ац п = 15 м. По этой технологии было отработано 2 блока.
В практике отработки Естюнинского месторождения встречается геомеханическая ситуация, когда при выемке какого-либо участка или целого горизонта не должно происходить самообрушения налегающих пород. В этом случае МКЦ и МБЦ можно было бы сделать ограждающими, не несущими нагрузки от конвергенции лежачего и висячего боков, и, следовательно, гораздо меньших размеров, чем жесткие целики.
Горные работы в подобных условиях при выемке наклонно- и крутопадающих рудных тел следует вести по следующей схеме [4, 5].
До окончания отработки камеры Y в блоке Y в подготавливаемом к выемке блоке X проходят буровые орты, штрек, разбуривают веера скважин для отбойки трехгранной призмы под висячим боком в МБЦ Х^ и затем проходят отрезную щель. После отработки камеры Y производят короткозамедленное взрывание вееров скважины в трехгранной призме и последней взрывают скважину, взрыв которой формирует нарушенную вершину МБЦ Х^, частично выкалывая массив в сторону
■ш
н
камер X и Y . После оформления МБЦ Х^ в блоке Y гасят целики и начинают отбойку руды в камере X.
В момент оформления МБЦ Х^ на его участке произойдет конвергенция (смешение) висячего и лежачего боков, в результате чего сомнется его нарушенная вершина. Эта конвергенция и смятие вершины целика продолжится по мере отбойки камеры X. В результате этого ожидаемые высокие напряжения в МБЦ X-Y уменьшатся до величины, соответствующей несущей способности раздробленного материала в его вершине. В целом же нагрузка на целик будет незначительной, что позволит в 2-3 раза уменьшить его ширину. В то же время доступ обрушенной породы из блока Y в камеру X с помощью МКЦ X-Y будет перекрыт. Применять такие целики можно в сочетании с податливыми потолочинными целиками, которые разгружены полностью и выполняют те же функции.
Наибольший эффект применения этой технологической схемы достигается при отработке мощных рудных тел. На месторождении по этой технологии было отработано 3 блока в сочетании с образованием вторичных камер в податливой потолочине.
Уже при отработке гор.-120 м и тем более гор.-180 м началось интенсивное самообрушение призабойных частей рудного массива. Самообрушение захватывало 1-2 веера скважин. Полностью раздавливались массивы при встречном движении забоев в камерах еще до подхода их к будущим МКЦ. Особенно разрушался участок массива в зоне днища верхнего горизонта.
Из-за чрезвычайно высокого опорного давления дальнейшая отработка гор.-180 м и тем более гор.-240 м и -300 м становилась проблематичной. Ситуация усугублялась тем, что при сочетании чрезвычайно высоких первоначальных напряжений и возрастающих размеров выработанного пространства в окружающем массиве стали происходить техногенные землетрясения по энергетике соответствующие взрыву 50^100 т ВВ и фиксируемые в пригородах г. Нижнего Тагила как 6-и больные землетрясения.
С учетом такого высокого уровня первоначальных напряжений и большого размера оруденения по простиранию и по падению выемка гор. - 240 м и -300 м возможна лишь при раскройке на выемочные поля шириной 200-300 м с оставлением на длительный срок разделительных целиков РЦ шириной 25 м. Разделительные целики, оставляемые на участках рудных тел малой мощности, примут на себя основную нагрузку и работая в запредельном состоянии облегчают геомеханическую ситуацию при отработке рудных тел в пределах выемочных полей.
Первые два РЦ запланировано оставить в зоне разрезов XI-нXГ+25 и XГV+60^XV+20 (рис. 1).
В результате расчетов установлены закономерности формирования напряжений в призабойном рудном массиве в процессе отработке гор.-240 м для следующих условий:
- продолжаем применять податливые потолочинные самосрезающиеся целики;
- РЦ оставлены с гор.- 120 м;
- ширина выемочного поля 250 м;
- мощность рудных тел m=20 и 40 м;
- угол падения рудных тел 45о;
- длина выработанного пространства в пределах выемочного поля l =60 м и 80 м.
Напряжения были рассчитаны в точках 0,1,2 и 3 в сечениях I-I и II-II, плоскости которые проходили по нормам к рудному телу по простиранию. Сечение I-I было на расстоянии 10 м от днища вышележащего отработанного гор.-180 м, а сечение II-II проходило по середине этажа - на подэтаже. Точка 0 находилась на забое, в его центре, точка 2 находилась у угла забоя, точка 3 отстояла от точки 2 вглубь массива на расстоянии 0,125 m, т.е. при m = 20 м в 2,5 м от забоя (первый веер скважин), при m = 40 м в 5 м от забоя (второй веер скважин).
Точка 1 находилась в 10 м от забоя по отношению к точке 0. Результаты расчетов приведены в таблице.
Из результатов расчета можно сделать следующие выводы.
1. Напряжение стх, действующие по нормали к плоскости рудного тела параллельно забою и создающие 2,5-2,8 краткую концентрацию напряжений на контуре штреков в 1,22,5 раза ниже на подэтаже (сечение II-II) по сравнению с сечением I-I.
2. Напряжения в точках на границе рудного тела с вмещающими породами в лежачем боку т.2 и 3 и аналогично в висячем боку выше, а с приближением к обнажению существенно выше, по сравнению с напряжениями в центральной части забоя т. 0 и 1.
3. Буровые штреки целесообразно располагать в центральной части забоя на подэтаже, разбуривая из них верхнюю часть подэтажа. Если штреки будут проходить на контакте с вмещающими породами, особенно в сечении I-I, то они будут раздавлены на участках зарядки первых двух-трех вееров от забоя.
Чрезвычайно высокий уровень напряжений сту=стгтах= - (150^157) МПа играет положительную роль, уменьшая ух в призабойной центральной части рудного массива в результате его растяжения. С удалением от забоя растягивающие напряжения, вызванные действием сту, резко уменьшаются, что приводит к росту сжатия по оси х.
Напряжения в таблице получены при условии, что в пределах выемочного поля отработка горизонта начинается с его центра и подвигании забоев к флангам, т.е. к РЦ. В этом случае напряжения в призабойном рудном массиве достигают своего максимума при l = 90-100 м и
при дальнейшем увеличении 1 напряжения начинают уменьшаться.
При отработке гор.-300 м уровень напряжений будет на 10-15 % выше, чем в таблице, но буровые штреки, пройденные на подэтаже в центральной части призабойного массива, будут находиться в устойчивом состоянии.
Планирование схем ведения очистных работ в пределах выемочного поля ВП необходимо осуществлять с учетом следующих закономерностей формирования напряжений в призабойном массиве.
1. Большое выработанное пространство БВП, в нашем случае выше гор. - 180 м, создает максимальные напряжения в центральной части ВП, а с приближением к РЦ уровень напряжений снижается в 2 раза.
2. Малое выработанное пространство МВП на отрабатываемом горизонте длинной 1 создает в призабойном массиве концентрацию, возрастающую с увеличением 1, но стабилизирующуюся при 1 > 90 м.
При ведении очистных работ от центра ВП к флангам возрастающая концентрация напряжений от МВП накладывается на убывающую концентрацию напряжений от БВП.
Если работы вести с фланга на фланг, то возрастающие напряжение от МВП будут накладываться на возрастающие напряжения от БВП. К середине ВП влияние МВП и БВП достигает максимума.
Как было отмечено выше, при отработке гор. -240 м во вмещающих породах висячего бока наибольшие сжимающие напряжения а1у будут приурочены к участкам сопряжения кровли с забоем отрабатываемого рудного массива. Это говорит о том, что в узкой полосе шириной 1-3 м висячий бок будет медленно разрушаться подобно разрушению выработок. В этих условиях очень важно, чтобы отбойка следующих слоев по 2-3-4 веера производилась без длительных перерывов.
Следовательно, при отработке Естюнинского месторождения прошли успешную проверку следующие технологические схемы ведения очистных работ применительно к этажно-камерной системе разработки:
1. С податливыми потолочиными самосрезающимися целиками (ППСЦ) с гор.+0 м. Запасы руды в камерах 7085 %.
2. С ППСЦ, жесткими МБЦ и вторичными камерами с гор.-60 м. Запасы руды в камерах 70-75 %.
3. С ППСЦ и податливыми МБЦ с гор.-120 м. Запасы руды в камерах 50-60 %.
4. С разделением месторождения на выемочные поля с оставлением разделительных целиков с гор.-120 м (внесено в проекты).
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Зубков А.В. Геомеханика и геотехнология - Екатеринбург: УрО РАН, 2001, 335 с.
2. Ривкин И.Д., Волощенко В.П., Май-мин Л.Р. Инструктивные указания по определению параметров систем разработки с обрушением по условиям проявления горного давления с увеличением глубины ведения горных работ на шахтах Кривбасса:
Утв.05.03.64. - НИГРИ - Кривой Рог, 1964. - 37 с.
3. Патент 924379 Россия МКИ Е 21 С 41/06. Податливый потолочинный целик / Влох Н.П., Зубков А.В., Леликов В.П. и др. (Россия). 0публ.30.04.82. Бюл. № 16.
4. Патент 2099525 Россия. МКИ Е 21 41/06. Способ разработки рудных тел камерными системами с податливыми цели-
ками / Зубков А.В., Скакун Г.П., Агеев В.С. (Россия) - 0публ.20.12.97.Бюл.№ 35.
5. Зубков А.В., Зубков ЮМ. Опыт отработки Естюнинского месторождения с применением податливых целиков // Горный журнал. - 1995.-№ 8. - С.30-32.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Зубков Альберт Васильевич - доктор технических наук, заместитель директора по научной работе Института горного дела УрО РАН.
