CC BY
47
-------------------------------------- © Э.И. Богуславский, Д.Ю. Минаев,
2005
УДК 622.272
Э.И. Богуславский, Д.Ю. Минаев
ТЕХНОЛОГИЯ ВОСХОДЯЩЕЙ ОТРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ НА БОЛЬШИХ ГЛУБИНАХ
Семинар № 11
ТЬ настоящее время добыча полезных
.О ископаемых подземным способом сопряжена с освоением месторождений на все больших глубинах. Это требует повышения затрат на освоение новых запасов полезных ископаемых, обеспечение безопасного ведения очистных работ и снижения влияния подземных горных работ на окружающую среду. В настоящее время все большую актуальность приобретают вопросы ведения работ на глубинах 1000 и более метров, управления состоянием горного массива, размещения отходов горного - обогатительного и металлургического производств (породы от проходки горных выработок, хвостов обогатительных фабрик, шлаков металлургических заводов) в отработанных камерах. Применение высокопроизводительных камерных систем разработки с использованием самоходного оборудования при понижении горных работ, как правило, приводит к увеличению вероятности возникновения динамических форм проявления горного давления в процессе подготовительных и очистных работ.
При ведении добычных работ в традиционном нисходящем порядке целики теоретически испытывают давление призмы сползания пород висячего бока (рис. 1), при этом с понижением
Рис. 1. Схема изменения давления на целики при нисходящем порядке ведения работ: 1 - линии сдвижения пород висячего бока при понижении горных работ
горных работ объем призмы сползания, а сле-
\
довательно и величина давления на целики, будут возрастать [5], так как вышележащие породы уже нарушены горными работами. Это ведет к уменьшению пролетов камер, увеличению размеров междукамерных и междуэтажных целиков, и к повышению прочности закладочного материала.
Одним из возможных путей снижения горного давления со стороны пород висячего бока можно считать применение восходящего порядка отработки месторождения. Он отличается от традиционного нисходящего порядка тем, что месторождение вскрывают сразу на всю глубину рудной залежи, которую отрабатывают начиная с самого нижнего горизонта, постепенно поднимаясь вверх.
При восходящем порядке выемки, когда вышележащие породы еще не нарушены горными работами и обладают собственной несущей способностью, нагрузку на целики первого (самого нижнего) горизонта можно определить [3] весом приходящихся на него пород в объеме свода давления (рис. 2), а вес вышележащих пород воспринимается разгружающим сводом и передается в виде опорного давления на прилегающий массив. При этом нагрузки на цели-
Рис. 2. Схема изменения давления на целики при восходящем порядке ведения работ: 1 - изменение размеров свода давления при восходящем порядке ведения работ; 2 - раскрытие свода давления в призму сползания
ки, а следовательно и их размеры, должны
быть существенно меньше, чем на этом же горизонте при ведении работ в нисходящем порядке.
При переходе работ на следующий выше-расположенный этаж объем свода давления возрастет, но он будет меньше объема призмы сползания. Только при ведении работ на верхних горизонтах произойдет «раскрытие» свода давления в призму сползания и параметры системы разработки будут такими же, как и при нисходящем порядке. При этом целики, оставленные на нижерасположенных этажах из-за увеличения нагрузки на них могут разрушиться, однако это не повлияет на работу рудника. Если это искусственные целики, то с их разрушением произойдет нивелирование напряжений в породах висячего бока, что уменьшит вероятность возникновения динамических форм проявления горного давления. Такой порядка отработки требует решения вопросов вскрытия месторождения, систем разработки и управления состоянием горного массива.
Зарубежный опыт (рудник «Грейтон» Канада, провинция «Витватерсранд» Ю.А.Р. [6]) показывает перспективность вскрытия месторождений на всю глубину рудной залежи, однако это требует больших материальных и временных затрат. Банки и инвесторы предпочитают проекты с небольшим сроком окупаемости вложенных денег, т.е. для них предпочтительнее нисходящий порядок выемки со вскрытием верхних горизонтов и последующей углубкой стволов. Однако, углубка стволов на 30-40 % дороже, чем их одностадийная проходка с поверхности. Компромиссным может быть вариант вскрытия только части месторождения с образованием концентрационного горизонта при ведении работ в восходящем порядке в пределах этой ступени вскрытия.
При вскрытии весьма глубоких месторождений, когда проходка стволов на всю глубину залегания рудного тела технически невозможна применяется ступенчатое вскрытие проходкой слепых стволов. Их целесообразно располагать в околоствольных дворах вышерасположенных подъемных стволов. Это позволит разгружать скипы, поднятые по нижележащему слепому стволу в бункер накопитель вышележащего подъемного ствола, что обеспечит сокращение парка вагонеток, количества опрокидов, объема поддерживаемых выработок и др. [4].
Применение восходящего порядка выемки создает условия когда кровля камер представлена рудным массивом прочностью 130-150
МПа и более; при нисходящей выемке закладкой прочностью 3-5 МПа. Можно с уверенностью считать, что вероятность разрушения кровли камер значительно выше нисходящем порядке выемки. Разрушение закладки вышележащих камер в этом случае приведет к разу-боживанию руды, что имеет место на руднике Заполярный (17,4 %), Гайском ГОКе (11 %) и др.
В практике разработки рудных месторождений применение многостадийных (комбинированных) систем разработки прогрессирует, что позволяет повысить полноту и эффективность извлечения руды. В настоящее время до 80 % крутопадающих рудных месторождений отрабатываются этими системами разработки. При этом эксплуатационный блок разбивают на камеры I и II очереди примерно одинаковых размеров, отрабатываемые одинаковыми или различными системами разработки.
После выемки запасов камеры первой очереди ее заполняют монолитной твердеющей закладкой, создавая искусственный целик между камерами второй очереди. После выемки запасов камеры второй очереди ее также заполняют закладкой [1], в качестве которой может использоваться как монолитная твердеющая (такая же, как и в камерах первой очереди), так и рыхлая породная закладка (порода от проходки горных выработок, вскрышные породы карьера, шлак металлургических заводов, хвосты обогатительных фабрик и др.) [1].
При нисходящем порядке отработки перед заполнением камер второй очереди рыхлой породной закладкой в днище камеры вначале необходимо создать бутобетонную подушку для безопасного ведения работ на нижерасположенном горизонте под монолитным перекрытием. При восходящем порядке отработки в создании бутобетонной подушки нет необходимости и заполнение камер второй очереди сразу ведут рыхлой породной закладкой.
При использовании рыхлой породной закладки экономические показатели по системе разработки во многом определяются соотношением размеров камер первой и второй очереди, так как затраты на монолитную твердеющую и рыхлую породную закладки существенно рознятся. Для снижения себестоимости добычи руды и утилизации максимального количества отходов горноперерабатывающего производства необходимо максимально увеличить процент использования рыхлой породной закладки ка-
мер и соответственно уменьшить использование монолитной твердеющей. Этого можно достичь, уменьшая размеры камер первой очереди (заложенные монолитной твердеющей закладкой) и увеличивая размеры камер второй очереди (заложенные рыхлой породной закладкой). Однако, при увеличении пролета камер второй очереди возрастает опорное давление на искусственные монолитные целики и необходимо применять более прочную, а следовательно и более дорогую закладку камер первой очереди.
В данной технологии имеет место следующая геомеханическая ситуация: кроме горного давления, нагружающего искусственный целик со стороны висячего бока, возникает боковое давление сыпучей породной закладки (находящийся в камере второй очереди) на этот же целик, который является подпорной стенкой, если соседняя камера второй очереди уже отработана, но еще не заложена. Оно стремится его разрушить, опрокинуть или сдвинуть параллельно самому себе. Таким образом, основная задача при выборе параметров системы разработки заключается в определении размеров искусственных монолитных целиков-подпорных стенок в условиях сложного одновременного нагружения горным давление и активным давлением сыпучей породной закладки. Весьма важно определить оптимальные значения искусственных целиков и камер при различных технологических параметрах системы разработки: размерах камер первой и второй очереди, прочности монолитной твердеющей закладки и др.
Для решения данной задачи была предложена расчетная схема (рис. 3) определения размеров искусственного монолитного цели-
ка, которые, т.е. камер второй очереди. На этот целик действуют следующие силы: горное давление Q и давление сыпучей породной закладки Еа, расположенной в камере II очереди. Эти две силы нельзя рассматривать отдельно друг от друга, так как они при решении данной задачи взаимосвязаны. С одной стороны искусственный монолитный целик является несущей конструкцией, разрушаемой горным давлением со стороны висячего бока Qn и собственным весом Оп. С другой стороны он Работает как подпорная стенка в виде балки, защемленной с двух сторон тем же горным давлением Qn. Пиковый момент наступает, когда соседняя камера второй очереди уже отработана, но еще не заложена. В этих условиях он воспринимает максимальное давление сыпучей породной закладки (активное давление), стремящееся его разрушить, повернуть или сдвинуть.
Для расчета горного давления применена теория свода [3], по которой нагрузка на целик определяется весом пород приходящихся на него в объеме свода. Вес пород выше свода давления воспринимается разгружающим сводом естественного равновесия и передается в виде опорного давления на прилегающий массив. Для расчета активного давления сыпучей породной закладки применен метод Кулона [2], по которому на целик давит только вес сыпучего, находящийся в объеме призмы сползания. На основании этого можно сделать вывод, что для месторождений с весьма устойчивыми вмещающими породами, допускающими большие площади обнажения, увеличение длины камер второй очереди не приведет к изменению величины активного давления рыхлой закладки.
Рис. 3. Расчетная схема для определения размеров искусственного монолитного целика
Для обеспечения возможности выемки запасов этажа не должны разрушаться монолитные целики (рис. 4), у которых с одной стороны находится сыпучая закладка, а с другой -пустота. Разрушение ранее созданных целиков возможно, но будет происходить постепенно, с увеличением времени их работы и расстояния от отрабатываемой камеры. Такая технология применима в связи с тем, что при отработке этажа необходимости в ранее оставленных целиках нет, а при переходе к отработке следующего вышерасположенного этажа отработанные камеры остаются внизу и не оказывают существенного влияния на ведение горных работ.
Для рассматриваемых условий методика расчета активного давления сыпучего по теории Кулона требует существенных поправок. Во первых, активное давление по Кулону рассчитывают из предположения, что стенка имеет бесконечную длину, тогда как в подземных условиях она ограничивается мощностью рудного тела и обычно меньше высоты стенки. Во вторых, эта стенка стоит не вертикально, а наклонена под углом залегания рудного тела. Следовательно, призма сползания, создающая активное давление сыпучего на подпорную стенку, опирается на лежачей бок рудного тела и оказывает давление не только на подпорную стенку, но и на вмещающие породы лежачего бока, а следовательно величина активного давления на подпорную стенку снижается. От этого давления возникает сила трения между вмещающими породами и сыпучей породной закладкой. В третьих, по Кулону активное давление рассчитывается из предположения, что противоположная подпорная стенка находится на значительном удалении и не влияет на процесс. В подземных горных условиях, когда размеры камер ограничены по длине и
Рис. 4. Технологическая схема отработки этажа: 1 - рудный массив; 2 -отрабатываемая камера; 3 - рассчитываемый монолитный целик; 4 - рыхлая породная закладка; 5 - не сохраняемый целик
обычно не превосходят 100 м, может возникнуть ситуация, когда верхнее ребро призмы сползания будет больше длины камеры и объем призмы сползания уменьшится. В связи с вышеизложенным, расчет активного давления сводится к определению веса призмы сползания сыпучего, действующего параллельно бортам рудного тела, а также к определению активного давления сыпучего на подпорную стенку.
Однако, как было сказано выше, горное давление и активное давление сыпучей породной закладки нельзя рассматривать отдельно друг от друга. Искусственный монолитный целик является подпорной стенкой в виде балки, защемленной с двух сторон горным давлением (со стороны висячего и лежачего боков). Следовательно, прочность такой балки повышается на величину защемления. Таким образом, для сохранения целостности целика от давления сыпучей породной закладки его прочность должна быть уменьшена на величину горного давления. После этого необходимо выбрать наибольшее значение нагрузки на целик от активного давления рыхлой закладки, либо от горного давления и принять его в качестве необходимой прочности искусственного целика.
В частности, для условий месторождения «Заполярное» ГМК «Печенганикель» были получены следующие параметры системы разработки: длина камеры первой очереди (заполняемой монолитной твердеющей закладкой) равна 8 м, длина камеры второй очереди (заполняемой рыхлой породной закладкой) равна 40 м, прочность монолитной твердеющей закладки камер первой очереди равна 3 МПа.
Таким образом, отработка месторождений в восходящем порядке позволит эффективно управлять состоянием горного массива, обеспечит утилизацию отходов горного производства с поверхности, повысит безопасность ведения работ, снизит возможность возникновения динамических форм проявле-
ния горного давления, снизит разубоживание полноту извлечения руды из месторождения. руды закладочным материалом и увеличит
1. Галаев Н.З. Управление состоянием массива горных пород при подземной разработке рудных месторождений. Л., 1979.
2. Прокофьев П.П. Давление сыпучего тела и расчет подпорных стенок. М.: Стройиздат, 1947.
3. Цыгалов М.Н., Зурков П.Э. Разработка месторождений полезных ископаемых с монолитной закладкой. М.: Недра, 1970.
------------------ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
4. Минаев Д.Ю., Минаев Ю.Л. Способ вскрытия месторождения при подземной разработке //Патент RU № 2168626 от 10 июня 2001.
5. КузнецовМ.А. и др. Сдвижение горных пород на рудных месторождениях. М.: Недра, 1971.
6. F.G. Hill, J.B. Mudd. Deep level mining in South African gold mines // the 5th international mining congress, 1967.
— Коротко об авторах ------------------------------------------------------------
Богуславский Э.И. — доктор технических наук, профессор, зав. кафедрой,
Минаев Д.Ю. - горный инженер,
Санкт-Петербургский государственный горный институт (технический университет).
-------Ф
Ъ--------
---------------------------------------------- © Н.В. Глухова, 2005
УДК 510.22:62-50 Н.В. Глухова
ЕиИУ-ОБРАБОТКА РЕЗУЛЬТАТОВ КОСВЕННЫХ ИЗМЕРЕНИЙ
Семинар № 11
остановка проблемы и ее актуаль-АЛ ность. Теоретические основы создания современных автоматизированных систем управления и систем поддержки принятия решений сложными технологическими процессами и системами должны формироваться на базе эффективного сочетания различных путей накопления информации.
В реальных условиях эксплуатации технологических объектов, как правило, накладываются существенные ограничения на получение информационных данных измерений, на планирование и проведение эксперимента, идентификацию и моделирование объекта. Такие ограничения связаны с трудностями физиче-
ской реализации определенных контрольноизмерительных приборов, особенностями технологического процесса, отсутствием адекватных методов измерений, дороговизной измерительной аппаратуры и т.п.
Опыт эксплуатации технологических объектов в горной отрасли промышленности свидетельствует о том, что лишь незначительная часть технологических параметров подвергается прямым измерениям; еще некоторая часть параметров объекта определяется методом косвенных измерений с использованием известных законов, закономерностей либо согласно эмпирически установленным зависимостям.
1S7
