CC BY
35
УДК 622.831; 622.2; 622.235
В.И. Башков, В.Ф. Мельниченко, А.А. Еременко, Е.А. Христолюбов
ТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ РУДНОГО ТЕЛА ЭТАЖНО-КАМЕРНОЙ СИСТЕМОЙ С ШАХМАТНЫМ РАСПОЛОЖЕНИЕМ ВЫЕМОЧНЫХ КАМЕР И МЕЖДУКАМЕРНЫХ ЦЕЛИКОВ
НА УДАРООПАСНОМ МЕСТОРОЖДЕНИИ
Дано обоснование технологии разработки рудного тела этажно-камерной системой с шахматным расположением выемочных камер и междукамерных целиков на удароо-пасном Шерегешевском месторождении. Выполнена оценка напряженно-деформированного состояния (НДС) массива горных пород при выемке камер и целиков, при этом предложена расчетная схема. Приведены результаты оценки НДС массива горных пород при развитии очистных работ, определены зоны концентрации напряжений и неупругих деформаций. Определен порядок выемки камер и целиков в рудном теле. Определены объемы подготовительно-нарезных работ, потери и разубоживание руды. Установлено, что при определенных запасах руды и параметрах блока объемы подготовительно-нарезных работ колеблются от 9,6 до 24,1 м3/1000 т, потери от 5 до 13% и разубоживание — от 8 до 22%.
Ключевые слова: массив горных пород, месторождение, система разработки, напряжение, блок, целик, взрыв.
Освоение Шерегешевского железорудного месторождения привела к решению о переходе к выемке запасов с помощью современного высокопроизводительного самоходного оборудования. Потребовалось применение новых систем разработки, схем вскрытия и подготовки запасов на основных и подэтажных горизонтах и другие мероприятия [1].
В рамках реализации предложенной ОАО «Уралмеханобр» стратегии реконструкции Шерегешского рудника по согласованию с техническим руководством ОАО «Евразруда» для проверки технологических решений в производ-
DOI: 10.25018/0236-1493-2017-7-0-124-130
ственных условиях организовано проведение опытно-промышленные испытания (ОПИ) по внедрению новых вариантов систем разработки с применением высокопроизводительного оборудования. В качестве опытно-промышленного участка было выбрано Юго-Западное рудное тело на участке Новый Шерегеш. В проекте ОПИ предложена этажно-ка-мерная система разработки с шахматным расположением выемочных камер и междукамерных целиков (рис. 1).
Целью данной работы является обоснование технологических решений отработки Юго-Западного рудного тела участ-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2017. № 7. С. 124-130. © В.И. Башков, В.Ф. Мельниченко, А.А. Еременко, Е.А. Христолюбов. 2017.
ка Новый Шерегеш при выемке запасов руды с применением выше указанной системой разработки, обеспечивающих повышение безопасности и эффективности ведения очистных работ.
Горно-геологические условия эксплуатации участка залежи определяются сложностью геологической структуры. Характерной особенностью рудного поля Шерегешевского месторождения является то, что рудовмещающая толща пород его сложена преимущественно породами (скарнами, диоритами, порфири-тами и т.д.), крепость и упругие характеристики которых больше, чем у руды (до 1,5 раз), при том что руды имеют достаточно высокую прочность. Вмещающие породы и руды трещиноваты и относятся к III классу устойчивости. Прочность на сжатие горных пород колеблется от 1013 до 2404 кг/см2; коэффициент крепости по Протодьяконову — от 8 до 21.
С горизонта +255 м и ниже Шере-гешевское месторождение отнесено к опасным по горным ударам [2—6]. Руды и вмещающие породы месторождения прочные, высокомодульные, хрупко разрушаются под нагрузкой, и способны накапливать значительную упругую энергию деформаций. Главными факторами, способствующими возникновению уда-роопасной ситуации, являются: глубина отработки, слепое залегание рудных тел, блочная тектоническая структура и разнородная трещиноватость.
Отработка запасов предполагает разделение рудных тел в плане на камеры и целики равных размеров (размер камер и целиков приняты равными 20*20 м), расположенных в шахматном порядке относительно друг друга. Принципиальная схема раскройки запасов проектируемого участка при шахматном расположении камер и целиков представлена на рис. 1.
Дана оценка напряженно-деформированного состояния (НДС) массива гор-
Рис. 1. Схема расположения камер (К) и целиков (Ц) на Юго-Западном рудном теле
ных пород при выемке камер и целиков (работа выполнена совместно с Л.Н. Га-ховой). На рис. 2 приведена расчетная схема в плане и обозначена локальная система координат, направление осей которой соответствуют направлению действий горизонтальных напряжений нетронутого массива.
Напряжения в массиве определяются весом пород и коэффициентом бокового отпора в ненарушенном массиве. На глубине 445 м в вертикальном направлении действует напряжение а = уН, где Н — глубина, м, у — удельный вес пород. В локальной системе координат горизонтальные напряжения: а, = А^уН; ау = А2уН, где А1, А2 — коэффициенты бокового отпора. Для условий месторождения интегральная характеристика
ц [{ - камеры и целики, отрабатываемые с нижележащего горизонта - камеры опытного участка Ц - целики опытного участка
Рис. 2. Расчетная схема. Локальная система координат
Рис. 3. Горизонтальные напряжения (МПа) ох (а), оу (б) и зоны неупругих деформаций А (в) в локальной системе координат при отработанных камерах К1, К2, К3, К4
у = 2,95 г/см2, \ = 1,4, х2 = 2,6. Следовательно, для нетронутого массива на глубине а/ = 13,2 МПа, а0 = 18,5 МПа, а0 = 34,3 МПа.
у '
Результаты расчетов представлены в виде графиков изолиний компонентов тензора напряжений (ож, оу, ог) и напряжениями аз (сдвигающими напряжениями), сравниваемыми со сцеплением массива и позволяющими для анализа воспользоваться критерием разрушения Кулона-Мора [7, 8].
С учетом коэффициента структурного ослабления критическая величина а5крит = 5 МПа. Зоны массива, в которых рассчитанные а5 превосходят критическую величину (о8 > а5крит), являются зонами возможного неупругого деформирования (возможного разрушения). На рис. 3—6 представлены некоторые результаты расчетов в плане и в вертикальных сечениях.
Отработка камер 1—4 по приведенной схеме (рис. 2) приводит к образованию в сформированном целике между камерами области неупругих деформаций, охватывающей почти весь целик (рис. 3, в). При этом борта камер К1 и К3 (со стороны целика) разгружены от действия ах и ау (рис. 3, а, 4, б) до значений, превосходящих предел прочности пород на растяжение, а в бортах камер К4 и К2 ау превышает ау0 в 1,3 раза, достигая 455 МПа.
Дальнейшее развитие очистных работ приводит к росту вблизи камер и отработанных целиков (К2, К5, Ц6, Ц14) со стороны нетронутого массива горизонтальных напряжений оу, превышающих ау0 (более чем в 2,5 раза, достигая 90 МПа, рис. 4, б). В то же время в бортах этих же камер наблюдается разгрузка от горизонтальных напряжений ох, что приводит к формированию вблизи
Рис. 4. Горизонтальные напряжения (МПа) ох (а), оу (б) и зоны неупругих деформаций А (в)
в локальной системе координат (см. рис. 2). Отработаны камеры К1—К5, К8, К±1, К13 и целики Ц6, Ц , Ц , Ц , Ц , Ц , Ц
^7' 10 12 14 15
Рис. 5. Горизонтальные оу (а), вертикальные az (б) напряжения (МПа) и зоны неупругих деформаций (в) в области влияния очистного пространства после отработки К1 и КЗ в сечении I—I
Рис. 6. Горизонтальные ох (а), вертикальные аг (б) напряжения (МПа) и зоны неупругих деформаций в области влияния очистного пространства (в) после отработки К1, КЗ и Ц9 в сечении 1У—1У
бортов К2 и отработанного Ц6 зон неупругих деформаций (рис. 4, в). Аналогичная ситуация возникнет во вмещающем массиве вблизи К3, К4, К8 и К11. В этой связи можно предположить, что последующее развитие работ в нисходящем порядке может потребовать применения дополнительных средств укрепления этих нарушенных зон. Вариант системы разработки с шахматным расположением камер и отработкой запасов сразу на всю мощность рудного тела, а также его конструктивные особенности представлены на рис. 7 [1].
Отработка запасов руды осуществляется расходящимися фронтами. После отработки 2-х камер в каждом направлении осуществляется обрушение одного временного рудного целика. Очистные работы начинаются с образования отрезной щели в верхней части первоочередной камеры. Отрезную щель в камере создают путем взрывания рядов параллельных скважин, пробуренных из буровых выработок, на отрезной восстающий. Параметры отрезной щели: ширина не менее 2,5—3 м; длина равна ширине камеры (20 м). Затем осуществляется отбойка и выемка запасов в
верхней части камеры (на подэтаже) путем отбойки вееров скважин на отрезную щель и на свободное пространство, образованное выпуском отбитой руды.
Отгрузка руды из верхней части камеры производится через подэтажные боковые погрузочные заезды в камеру с использованием погрузочно-доставоч-ных машин. После отбойки и отгрузки
Рис. 7. Система разработки с шахматным расположением камер и отработкой запасов сразу на всю мощность рудного тела (подэтажный буровой штрек): 1 — подэтажный буровой орт целика; 2 — подэтажный буровой штрек камеры;
3 — подэтажный погрузочный заезд в камеру;
4 — подэтажный транспортный штрек; 5 — отрезной восстающий нижнего подэтажа камеры; 6 — отрезной восстающий верхнего подэтажа камеры
Таблица 1
Объем подготовительно—нарезных работ при системе разработки
Наименование Сечение, м2 Длина, м Объем, м3
всего по руде по породе
Верхний подэтаж блока
Транспортный штрек 16,0 20 320 320 0
Буровой штрек по камере 16,0 20 320 320 0
Погрузочный заезд в камеру 16,0 20 320 320 0
Буровой орт по целику 16,0 16 256 256 0
Отрезной восстающий 6,0 15 90 90 0
Итого по подэтажу — — 1306 1306 0
Нижний подэтаж блока
Транспортный штрек 16 20 320 0 320
Буровой штрек по камере 16 20 240 0 240
Погрузочные заезды в камеру 16 32 512 0 512
Буровой орт по целику 16 16 256 256 0
Отрезной восстающий 6 30 180 180 0
Итого по подэтажу — — 1588 436 1152
Неучтенные полевые выработки 20% — 579 348 230
Всего по системе разработки — — 3473 2090 1382
запасов в верхней части камеры приступают к отработке нижней части камеры. Так же как и в верхней части камеры, создается отрезная щель и на нее осуществляется отбойка вееров скважин. Отгрузка руды производится из доставоч-ных выработок, пройденных в нижней части камеры. Затем аналогичным образом производится отработка запасов еще в 3 смежных выемочных камерах.
На последующей стадии производится массовое обрушение одного целика, расположенного между отработанными камерами. Отбойка следующего рудного
целика производится после отработки двух смежных камер. Отбитую руду целика отгружают через погрузочные заезды в смежных камерах с помощью самоходных погрузочно-доставочных машин.
Объемы подготовительно-нарезных работ в пределах блока, состоящего из камеры и междукамерного целика, для данного варианта системы разработки, представлены в табл. 1. Средние параметры блока: высота — 45 м, длина — 40 м и ширина — 20 м. Запасы руды в блоке при удельном весе руды — 3,9 т/м3 составляют 140,4 тыс. т.
Таблица 2
Потери и разубоживание руды при системе разработки
Наименование показателя Потери, % Разубоживание, %
Отработка камеры 5 8
Отработка целика 13 22
В целом по блоку 9,9 16,5
Объем подготовительно-нарезных работ в блоке равен: q{ = 3473/144 = = 24,1 м3/1000 т; д = 2090/144 = = 14,5 м3/1000 т; д^^ = 1382/144 = = 9,6 м3/1000 т.
Потери и разубоживание руды приняты для подсчета средневзвешенных показателей в зависимости от объема камеры в блоке и приведены в табл. 2.
Таким образом, установлено, что данный вариант системы разработки обеспечивает:
• высокую концентрацию горных работ на участке с ограниченными площадями при совмещении очистной выемки в смежных блоках;
• взаимное расположение камер и временных рудных целиков позволяет избежать опасной концентрации горного давления в элементах системы разработки в зоне ведения очистных работ;
• минимальный объем подготовительно-нарезных работ на 1000 т добычи руды.
Кроме того, на этапах развития очистных работ формируются области неупругого деформирования в центральной части рудного тела, влияние которых снижается путем корректировки очередности отработки камер. Но основное количество камер центральной части рудного тела отработано в благоприятных условиях.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Техническое перевооружение технологического процесса отработки запасов Юго-Западного рудного тела участка Новый Шерегеш выше гор. +255 м. Отчет ОАО «Уралмеха-нобр» — ОАО «Евразруда». — Екатеринбург, 2014. — 165 с.
2. Указания по безопасному ведению горных работ на месторождениях Горной Шории, склонных и опасных по горным ударам. — Новосибирск-Новокузнецк, 2015. — 73 с.
3. Инструкция по безопасному ведению горных работ на рудных и нерудных месторождениях, объектах строительства подземных сооружений, склонных и опасных по горным ударам РД 06-329-99. — М., ГП НТЦ по безопасности в промышленности Госгортехнадзора России, 2000.
4. Курленя М. В., Еременко А. А., Башков В. И. Влияние взрывных работ на сейсмические явления при подземной разработке рудных удароопасных месторождений Сибири // Горный журнал. — 2015. — № 8. — С. 69—71.
5. Башков В.И., Штирц В.А., Еременко А.А., Конурин А.И. Оценка геомеханического состояния массива горных пород при производстве массовых взрывов на удароопасном рудном месторождении Горной Шории // Фундаментальные и прикладные вопросы горных наук. — 2015. — № 2. — С. 205—213.
6. Курленя М. В., Барышников В. Д., Гахова Л. Н. Развитие экспериментально-аналитического метода оценки устойчивости горных выработок // ФТПРПИ. — 2012. — № 4. — С. 20—28.
7. Барышников В. Д., Барышников Д. В., Гахова Л. Н., Качальский В. Г. Геомеханический мониторинг при разработке полезных ископаемых // ФТПРПИ. — 2014. — № 5. 1»тш
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Башков Владимир Иванович — главный инженер, ОАО "Евразруда", e-mail: Vladimir.Bashkov@evraz.com,
Мельниченко Владимир Федорович — управляющий директор, ОАО "Евразруда", e-mail: Vladimir.Melinichenko2@evraz.com, Еременко Андрей Андреевич — доктор технических наук, профессор, заместитель директора по научной работе ИГД СО РАН, e-mail: yeryom@misd.nsc.ru,
Христолюбов Евгений Александрович — зам. начальника технического отдела Горно-Шорского филиала ОАО "Евразруда", e-mail: Evgeny.Khristolyubov@evraz.com.
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2017. No. 7, pp. 124-130. UDC 622.831; 622.2; 622.235
V.I. Bashkov, V.F. Melnichenko, A.A. Eremenko, E.A. Khristolyubov
MINING WITH ROOM AND PILLARS SET IN STAGGERED FASHION AT A ROCKBURST-HAZARDOUS DEPOSIT
The authors give justification of rockburst-hazardous ore body mining with room-and-pillar method with staggering of rooms and pillars at Sheregesh deposit. The stress-strain state of rock mass under room-and-pillar mining is estimated, and the calculation model is proposed. The article reports the stress-strain state estimation results with the delineation of concentration zones of stresses and inelastic strains. The sequence of ore extraction from stopes and pillars is determined. It is found that at the given ore reserves and parameters of an extraction block, first mining volume ranges between 9.6 and 24.1 m3/1000 t, ore loss fluctuates from 5 to 13% and ore dilution varies from 8 to 22%.
Key words: rock mass, mineral deposit, mining system, stress, block, pillar, explosion.
DOI: 10.25018/0236-1493-2017-7-0-124-130
AUTHORS
Bashkov V.I, Principal Engineer, EVRAZRUDA,
654207, Novokuznetsk Russia, e-mail: Vladimir.Bashkov@evraz.com,
Melnichenko V.F., Executive Director,
EVRAZRUDA, 654207, Novokuznetsk, Russia,
e-mail: Vladimir.Melinichenko2@evraz.com,
Eremenko A.A., Doctor of Engineering, Professor,
Deputy Director for Science, Chinakal Institute of Mining,
Siberian Branch, Russian Academy of Sciences,
630091, Novosibirsk, Russia, e-mail: yeryom@misd.nsc.ru,
Khristolyubov E.A., Deputy Head of Technical Department,
Gornaya Shoria Division, EVRAZRUDA,
652971, Sheregesh, Kemerovo Region, Russia,
e-mail: Evgeny.Khristolyubov@evraz.com.
REFERENCES
1. Tekhnicheskoe perevooruzhenie tekhnologicheskogo protsessa otrabotki zapasov Yugo-Zapad-nogo rudnogo tela uchastka Novyy Sheregesh vyshe gor. +255 m. Otchet OAO «Uralmekhanobr» — OAO «Evrazruda» (Technical upgrading of ore extraction procedure for Southwestern Orebody on New Shereghesh site above Level +255 m. Uralmekhanobr-Evrazruda Report), Ekaterinburg, 2014, 165 p.
2. Ukazaniya po bezopasnomu vedeniyu gornykh rabot na mestorozhdeniyakh Gornoy Shorii, sk-lonnykh i opasnykh po gornym udaram (Guidelines for safe mining of rockburst-hazardous ore bodies in Gornaya Shoria), Novosibirsk-Novokuznetsk, 2015, 73 p.
3. Instruktsiya po bezopasnomu vedeniyu gornykh rabot na rudnykh i nerudnykh mestorozhdeniyakh, ob"ektakh stroitel'stva podzemnykh sooruzheniy, sklonnykh i opasnykh po gornym udaram RD 06-329-99 (Manual on safe mining and underground construction at rockburst-hazardous metal and nonmetal deposits RD 06-329-99), Moscow, Rostekhnadzor, 2000.
4. Kurlenya M. V., Eremenko A. A., Bashkov V. I. Gornyy zhurnal. 2015, no 8, pp. 69—71.
5. Bashkov V. I., Shtirts V. A., Eremenko A. A., Konurin A. I. Fundamental'nye i prikladnye voprosy gornykh nauk. 2015, no 2, pp. 205—213.
6. Kurlenya M. V., Baryshnikov V. D., Gakhova L. N. Fiziko-tekhnicheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopayemykh. 2012, no 4, pp. 20—28.
7. Baryshnikov V. D., Baryshnikov D. V., Gakhova L. N., Kachal'skiy V. G. Fiziko-tekhnicheskiye problemy razrabotki poleznykh iskopayemykh. 2014, no 5.
