Установление динамически устойчивых размеров междукамерных целиков при камерных вариантах систем разработки Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

УДК 622.831.32

УСТАНОВЛЕНИЕ ДИНАМИЧЕСКИ УСТОЙЧИВЫХ РАЗМЕРОВ МЕЖДУКАМЕРНЫХ ЦЕЛИКОВ ПРИ КАМЕРНЫХ ВАРИАНТАХ СИСТЕМ

РАЗРАБОТКИ

ESTABLISHING OF A DYNAMICALLY STABLE SIZE INTERCHAMBER PILLARS

IN CHAMBER VERSIONS OF DEVELOPMENT SYSTEMS

B.H. Тюпин,

Забайкальский институт железнодорожного транспорта, г. Чита tyupinvn@mail. ru

V. Tyupin,

Transbaikal Institute of Railway Transport, Chita

Т.И. Рубашкина,

Забайкальский институт железнодорожного транспорта, г. Чита rubashkina_tatyana@mail.ru

T. Rubashkina,

Transbaikal Institute of Railway Transport, Chita

Геомеханические процессы, происходящие в горных массивах при разработке месторождений полезных ископаемых подземным способом, существенно влияют на качество добываемой руды, ее себестоимость и безопасность работ. Неверно выбранные геомеханические параметры: устойчивые пролеты обнажений и устойчивые размеры целиков приводят либо к потерям руды, либо к ее разубоживанию. Это повышает себестоимость добычи руды и, кроме того, приводит к снижению уровня безопасности за счет возможного непредсказуемого обрушения обнажений или целиков. Для установления динамически устойчивых размеров целиков проведен анализ технической литературы. Установлено, что при расчете размеров целиков, как правило, учитывается около трех факторов из перечисленных: горное давление, предел прочности на сжатие породы, угол наклона рудного тела, угол внутреннего трения, коэффициенты запаса прочности и структурного ослабления, параметры камеры. В расчетах не учитывается динамическое действие взрыва при образовании целика, а также сейсмическое действие удаляющихся взрывов, что существенно изменяет напряженно-деформированное состояние (НДС) массива целика. Не на должном уровне учитываются параметры трещиноватости массива.

На основе четырех параметров и процессов: величины горного давления, физико-технических свойств массива (включая трещиноватость), остаточного действия взрыва при образовании камер и сейсмического действия удаляющихся взрывов получена теоретическая формула расчета динамически устойчивого размера междукамерного целика. Численный анализ формулы позволил получить две инженерные формулы расчета размера целика от существенно влияющих параметров: диаметра скважин, величины горного давления, параметров трещиноватости, показателя сейсмического действия взрыва, коэффициента трения между отдельностями, коэффициента крепости пород.

Численные расчеты по полученным теоретическим (инженерным) формулам и сравнение с данными практики (более 10 рудников РФ) указывают на сходимость результатов расчетов. Проведенные исследования позволят решать следующие задачи при проектировании блоков с отработкой руды камерными системами: определять динамически устойчивые размеры целиков в любых горно-геологических и горнотехнических условиях, снижать потери и разубоживание руд, а также себестоимость добычи, повышать уровень безопасности подземных работ

Ключевые слова: геомеханика; камерные системы разработки; динамически устойчивые целики; теоретические; инженерные формулы расчета; численные расчеты; сходимость расчетов; междукамерные целики

Geomechanical processes taking place in the mountain ranges in the development of mineral deposits by underground methods, significantly affect the quality of extracted ore, its cost and safety of works. Invalid selected geomechanical parameters stable spans outcrops and dimensionally stable pillar or lead to the loss of ore, or to its down blending. This increases the production costs of ore and, in addition, reduces the level of security at the expense of possible exposures unpredictable collapse or pillars. Technical analysis of the literature was conducted to

establish the dynamically stable pillar dimensions. It is established that at calculation of the sizes of pillars, generally taken about three factors listed below: mining pressure, the limit of compressive strength of rocks, slope angle of the ore body, the angle of internal friction, the factors of safety and structural weakening, the camera settings. The calculations do not take into account the dynamic effects of the explosion in the formation as a whole, as well as seismic action removes the explosions, which significantly changes the stress-strain co-state (SSS) of the array as a whole. Not up to standard fracturing parameters array are counted.

On the basis of the four parameters and processes: magnitude of rock pressure, physical and technical properties of the array (including fractures), residual blast cells and the formation of the seismic action removes the explosions, a theory-cal formula for calculating the size of a dynamically stable inter-chamber pillar has been got. The numerical analysis of the formula has made it possible to obtain two engineering formulas for calculating the size of the rear sight of the essential influencing parameters: diameter wells, magnitude of rock pressure, fracture parameters, indicators of seismic action of explosion, coefficient of friction between the individual, coefficients of the fortress of rocks.

Numerical calculations on the theoretical (engineering) formulas and comparison with the data of practice (more than 10 mines of the Russian Federation) indicate the convergence of the calculation results. The conducted researches will allow to solve the following problems in the design of blocks with mining ore chamber systems to determine dynamically the sustainability dimensions of pillars in any geological and mining conditions, to reduce losses and dilution of ore, and the cost of production, to improve the safety of underground works

Key words: geomechanics; chamber development system; dynamically sustainable pillars; theoretical; engineering formulas; numerical calculations; convergence of calculations; Inter-chamber pillars

Одним из способов управления горным давлением является создание целиков при подземной геотехнологии месторождений полезных ископаемых с использованием камерных систем отработки. Целики должны выполнять определенные функции, направленные, прежде всего, на поддержание очистного пространства, снижение потерь руды и её разубоживания.

Анализ литературных источников [1; 4; 5] показал, что при расчете параметров целиков учитываются: горное давление, предел прочности на сжатие образца породы, углы наклона рудного тела, угол внутреннего трения, коэффициенты запаса прочности и структурного ослабления массива, времени стояния целика, а также геометрические параметры проектируемой камеры. Однако в расчетах не учтено динамическое действие взрыва при образовании камер, а также сейсмическое действие при ведении взрывных работ в ближайших камерах. На должном уровне не учитываются параметры трещиноватости массива, которые определяют степень его устойчивости и величину горного давления в рассматриваемом участке массива. Помимо этого, в технической литературе не учитываются зоны действия взрыва, то есть геометрические параметры и напряженно-деформи-

рованное состояние (НДС) неустойчивого массива в зоне заколов, а также параметры и НДС упруго сжатого массива в зоне остаточных напряжений.

Анализ литературных источников и опыт геомеханических исследований на рудниках ПАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение» показал, что устойчивость целиков определяется четырьмя параметрами и процессами: величиной горного давления, физико-техническими свойствами (включая трещиноватость) горного массива, остаточным действием взрыва при образовании камер и сейсмическим действием удаляющихся взрывов при отбойке руды.

Кроме этого, расчетные формулы по определению динамически устойчивых размеров междукамерных целиков при камерных вариантах систем разработки руд определены на основании учета физических процессов деформирования горного массива при образовании камер и изменения параметров напряженного состояния трещиноватого целика при последовательном короткозамедленном взрывании групп зарядов ВВ в условиях горного давления.

В настоящей статье рассчитывается ширина междукамерного целика при отработке, например, субпараллельных рудных

тел с использованием подэтажно-камериои или этажно-камерноИ системы разработки (рис. 1).

у 1 |

VS:' 1 '■■Ж.?.

Л .4 1

1 ym W | w fi Л 1 ,/. \ з i;:,x

ЛЛЛ/ 1 V 4 W

¡4 ix , -

".""" 1

тгл> •

/ " /

\Ч

образования находится зона заколов. Она образуется в результате упругой реакции трещиноватого массива после взрывной отбойки руды и падения давления продуктов детонации в зарядных полостях. Упругая реакция приводит к смещению массива в сторону вновь образованной поверхности, что сопровождается раскрытием естественных трещин. Формула для определения размера зоны заколов, определенная на основе изложенного физического механизма, имеет вид [6]

Rn

DpBdA 1

ßv

1 — у

K„{n)KL(l)Kc

IE

fiv S d~.fi

¿sin гр,-Р(\-и)

(2)

Ф

Рис. 1. Схема к расчету динамически устойчивого размера междукамерного целика: 1 - отработанная камера; 2 - отрабатываемая камера; 3 - целик; 4 - зоны заколов;

5 - взрывные скважины; 6 - рудное тело

Установление динамически устоИчиво-го размера целика основано на последовательном динамическом воздействии взрыва на статически напряженный массив горных пород целика при его формировании и с учетом сеИсмического деИствия удаляющихся взрывов. Формулы расчета учитывают горное давление, физико-технические своИства и трещиноватость горного массива, геометрические параметры камер, базовые параметры буровзрывных работ.

Динамически устоИчивым междука-мерныИ целик будет в том случае, если зоны заколов от вертикальных бортов соседних камер не будут пересекаться, то есть

Вц - 2R03KC4K3 ,

(1)

где D , р e , d з — детонационные и геометрические параметры ВВ;

E,c,v,fj, — физико-технические свойства пород массива;

8 ,de,k, ß.,0 — параметры трещиновато-сти массива;

Р — горное давление; Кц(п)— показатель, учитывающий число скважин в веере;

— показатель, учитывающий длину скважины;

КОТ — показатель «отдачи». Согласно исследованиям [6],

К//(й)=1п2,7[я-2/г(й-1)];

К± (¿) = 1п2,7

de

de

-1

Kn

=fi _a« Y'5=[i _ fl(2"~1)

nW)

2 nW

(3)

(4)

(5)

При отбойке руды на одном подэтаже (этаже):

где Ro3 — размер зоны заколов, образуемый взрывом одного веера скважин в камере;

КС2 — показатель сейсмического действия от последовательного взрыва всех вееров в соседних камерах;

К — коэффициент запаса, К = 1,5 по

[1; 5].

Согласно исследованиям [6; 8], за зоной раздавливания и радиального трещино-

КС2=1 +

1-v

1п| 1+^-1 +In W

AW

(6)

При отбойке руды на двух подэтажах:

К^, = 1 +

1 — v

Infi+ ^1 +Infi+ -^-1 + W) l, 4 W)

+ ln

1 +

W

+ ln

1 +

k+L\T

4 W

(7)

Численные значения параметров в формулах (1) — (7), например для условий рудников ПАО «ППГХО» при отработке руды в массивах трахидацитов:

- глубина — 500 м;

- диаметр скважин — 57 мм;

- ВВ — гранулит А6;

- высота подэтажа — 12 м;

- длина блока — 150 м.

Остальные параметры:

- D = 3,3103 м/с;

- Рв = 1,1103 кг/м3;

- d3 = 0,057 м;

- с = 4,35103 м/с;

- /Л = 0,45;

- V = 0,29;

- Е = 4,751010 Па;

- А = 10-3;

de '

- е sin2 д. =3;

1=1

- Р = 12106 Па;

- Ф =8;

- n = 2...3;

- d =0,4 м;

e ' '

- l = 9 м;

- h =12 м, 24 м;

к ' '

- ак = 2,5 м;

- а =W=1,5 м;

- Lß = 150 м;

- K Дл) = 1,45;

- К±( = 3,82;

- КОТ = 0,55

- КС2 = 2,31 при отработке одного подэтажа;

- КС2 = 3,62 при отработке двух подэтажей.

Расчеты по формулам (1)-(7) дают Вц = 9,8 м при отработке двух рудных тел на одном подэтаже. Вц = 15,5 м при отработке двух рудных тел на двух подэтажах.

Для доказательства правомерности полученной формулы проведены сравнительные расчеты по методике А.А. Ильницкого [1; 5]. Эти расчеты показывают, что устойчивым междукамерный целик будет размером 7,0 м при отбойке двух рудных тел на одном подэтаже высотой 12 м. При последовательной отработке рудных тел двумя

подэтажами размер целика равен 11,5 м, что соответствует расчетным данным по новой формуле расчета (1) динамически устойчивого размера целика.

Использование формул для проектирования блоков в таком виде вызывает определенные математические сложности в плане численных расчетов и определения численных значений параметров, особенно в формуле (2). Формулу (2) можно упростить, подставив в нее маломеняющиеся средние величины параметров:

- D = 3,3103 м/с;

- Рв = 1,1103 кг/м3;

- с = 4103 м/с;

- ц = 0,45;

- У = 0,25;

- Е = 51010 Па;

- К Дл) = 1,45;

- К±(I) = 3,82;

- Кот = 0,55 и остальные, приведенные ранее. Тогда с учетом К3 = 1,5 получим

_ 2,5-ю'Чл:е, ' [ю>-Р(1-//)]ф • (0'

При этом КС2, определенная по (6), при Lб = 50 м, ^=3 м, d3 = 0,105 м равна КС2 = 1,5. Тогда

410'

в" [ю^-^О-а)]® • (9)

Результаты численных расчетов по (9) приведены в табл. 1.

Таблица 1

Расчетные динамически устойчивые размеры междукамерных целиков в трещиноватых горных массивах

Категория трещино-ватости d , м е М Ф Динамически устойчивые размеры целиков, м

I <0,05 <0,2 >12 >32,6

II 0,05...0,15 0,2.0,3 12.10 32,6.18,7

III 0,15...0,40 0,3.0,45 10.8 18,7.13,5

IV 0,40.1,0 0,45.0,6 8.6 13,5.12,0

V >1,0 >0,6 <6 <12

Для доказательства достоверности формул (1), (8), (9) собраны и систематизированы фактические параметры по рудникам СССР и РФ, приведенные в табл. 2 [2; 3; 7; 9; 10].

Таблица 2

Фактические данные камер, целиков и данные о массивах горных пород месторождений СССР и РФ

№ п/п Наименование месторождения, рудника Наименование: а) руды; 6) вмещающих пород Глубина разработки, м, угол падения, град / </„м Фактические параметры камер, м Ширина междукамерных целиков, м

ширина высота длина

1 Рудник им. Губкина «КМАруда» Железистые кварциты 1000 16...18 0,4...1,0 120 20 50 55 15,0

2 Месторождение «Каула» комбинат «Печенганикель» а) оруденелые брекчии; б) филлиты,серпентиниты <400, 25...45' 8...12 0,05...1,5 0,1...0,3 - 9...12 7,2

3 Месторождение «Зыряновское» рудник «Зыряновский» а) микрокварциты; б) серицито-хлоритовые сланцы <650, 50...80' 10...18 4...6 0,15...1,5 0,15...0,4 100...150 8...12 30...40 40... 100 12...20

4 Месторождение «Тырныаузское» рудник «Молибден» а) скарны; б)роговики, гранитоиды <900, 70...85' 18...20 10...14 0,4...2,0 0,15...0,4 65, 105 30 55 50... 100 20,0

5 Рудник «Высокогорский» а) магнетит; б) сиениты, туфы <1000, 40...70' 6...12 11...12 0,15...2,0 100...110 12...46 40 50 10...15

6 «Гайское» месторождение а) медно- и серно-колчеданные руды; б) диабазы, туфы 300, 70...90' 6...15 0,15...0,4 105 15 20...30 30...50 15,0

7 «Тишинское» месторождение Лениногорский комбинат а) колчеданно-полиметаллич. руды; б) карбонат-кварц-серицитовые сланцы 100, 80...90° 8...10 6...Э 0,15...0,4 65,105, 125 10 50 10...50 13,3

8 Месторождение «Текели» а) серно-колчеданные руды; б)кварциты 200...900, 65...90" 6...12 12...20 0,20...0,6 65 10 17...25 30...50 9...12

9 «Дектярский» рудник а) медистый колчедан; б) кварцево-серицитовые сланцы 600...650, 50...80' 8...12 12...14 0,05...0,4 105 8...15 40...50 50...70 8...12

10 Таштагольский рудник а) магнетит; б) сиениты, метаморфические сланцы 500, 70...90° 12...18 6...12 0,6...1,0 110...150 10...15 37 13,0

Примечание: а - наименование руды; б - вмещающих пород; / - коэффициент крепости; <1 - размер отдельности; с/ -диаметр взрывных скважин

На рис. 2 изображена зависимость динамически устойчивых размеров целиков от размера отдельности. Точками указаны фактические размеры целиков, кривой — расчетные в соответствии с зависимостью (9).

Вц м

/ 1

у/

0

8 о о

/

Рис. 2. Зависимость динамически устойчивого размера целика (Вц) от размера отдельности (de): 1 - расчетная, о - фактические данные

Анализ рис. 2 указывает на достоверность полученной формулы. Формулу (8) можно преобразовать, используя эмпирическую зависимость, полученную на основании исследований [6]

М = 0,1/0'5. (10)

Подставляя (10) в (8), с учетом незначительных математических корректировок получим

_ 2,5-1010^С2 " (К)7/0'5 - 0,55Р^Ф 1 '

Расчеты по (11) при d3 = 0,105 м, КС2 = 1,5, Ф = 10, Р = 1,2107 Па и/=6...20 дают величину динамически устойчивого размера целика, равную Вц=10,3...22,1 м.

На рис. 3 приведена зависимость Вц = /(/) по формуле (14) в виде кривой. Точками обозначены фактические размеры целиков согласно табл. 2.

Анализ рис. 2 и 3 указывает на правомерность полученных формул (1), (8) и (9).

Рис. 3. Зависимость динамически устойчивого размера целика (Вц) от коэффициента

крепости породы (f): 1 - расчетная, о - фактические данные

Таким образом, приведенные в статье материалы, включающие анализ литературных источников, теоретические исследования, численные расчеты и их сравнение с данными практики при отработке месторождений подземным способом (с использованием камерных систем), указывают на сходимость результатов расчетов и данных практики по определению динамически устойчивых размеров целиков.

Проведенные исследования позволяют решать следующие задачи:

— разработать методические указания для определения устойчивых размеров междукамерных целиков при проектировании блоков с использованием камерных вариантов систем отработки;

— определять допустимые динамически устойчивые размеры целиков при камерных вариантах систем разработки в любых горно-геологических и горно-технических условиях;

— снижать потери и разубоживание руд, а также себестоимость добычи в блоках при отработке месторождений с использованием камерных вариантов систем разработки;

— повысить уровень безопасности при отработке руд.

Список литературы_

1. Баранов О.А. Расчет параметров технологических процессов подземной добычи руд. М.: Недра, 1985. 224с.

2. Бронников Д.М., Замесов Н.Ф., Богданов Г.И. Разработка руд на больших глубинах. М.: Недра, 1982. 220 с.

3. Ерофеев М.Е. Повышение эффективности горных работ на рудниках. М.: Недра, 1988. 249 с.

4. Именитов В.Р. Технология, механизация и организация производственных процессов при подземной разработке рудных месторождений. М.: Недра, 1973. 464 с.

5. Ломоносов Г.Г. Производственные процессы подземной разработки месторождений. М.: Горная книга, 2013. 517 с.

6. ТюпинВ.Н. Повышение эффективности геотехнологии с использованием энергии взрыва при деформировании трещиноватых напряженных массивов горных пород: автореф. дис. ... д-ра техн. наук / М.: ВНИПИПТ, 2002.

7. Слепцов М.Н., Азимов Р.Ш., Мосинец В.Н. Подземная разработка месторождений цветных и редких металлов. М.: Недра, 1986. 206 с.

8. Способ установления допустимой минимальной мощности рудного тела при подэтажно-камерной системе разработки / В.Н. Тюпин, С.В. Шурыгин, В.В. Балякин. Патент РФ № 2553819, от 15.04.2014 г.

9. Шнайдер М.Ф., Вороненко В.К. Совмещение подземных и открытых разработок рудных месторождений. М.: Недра, 1985. 250 с.

10. Юрьевич Г.Г., Беляков В.Д., Севастьянов Б.Н. Охрана горных выработок от воздействия взрывов. М.: Недра, 1972. 280 с.

List of literature_

1. Baranov A.A. Raschet parametrov tehnologicheskih protsessov podzemnoy dobychi rud [Calculation of parameters of technological processes of underground ore production]. Moscow: Nedra, 1985. 224 p.

2. Bronnikov D.M., Zamesov N.F., Bogdanov G.I. Razrabotka rud na bolshih glubinah [Development of ore at greater depths]. Moscow: Nedra, 1982. 220 p.

3. Yerofeyev M.E. Povyshenie effektivnosti gornyh rabot na rudnikah [Improving the efficiency of mining operations in mines]. Moscow: Nedra, 1988. 249 p.

4. Imenitov V.R. Tehnologiya, mehanizatsiya i organizatsiya proizvodstvennyh protsessov pri podzemnoy razrabotke rudnyh mestorozhdeniy [Technology, mechanization and organization of production processes in underground mining of ore deposits]. Moscow: Nedra, 1973. 464 p.

5. Lomonosov G.G. Proizvodstvennye protsessy podzemnoy razrabotki mestorozhdeny [Production processes of underground mining]. Moscow: Mining Book, 2013. 517 p.

6. Tyupin V.N. Improving the efficiency of geotechnology using energy of explosion fractured during deformation intense rock massifs [Povyshenie effektivnosti geotehnologii s ispolzovaniem energii vzryva pri de-formirovanii treshhinovatyh napryazhennyh massivov gornyh porod]: Abstract. dis. ... dr. tehn. sciences. Moscow: VNIPIPT, 2002.

7. Sleptsov M.N., Azimov R.Sh., Mosinets V.N. Podzemnaya razrabotka mestorozhdeniy tsvetnyh i redkih metallov [Underground mining of non-ferrous and rare metals]. Moscow: Nedra, 1986. 206 p.

8. Sposob ustanovleniya dopustimoy minimalnoy moshhnosti rudnogo tela pri podetazhno-kamernoy sisteme razrabotki (A method for establishing the permissible minimum capacity of the ore body at the sublevel-chamber system development); V.N. Tyupin, S.V. Shurigin, V.V. Balyakin. RF Patent number 2553819, on 15.04.2014.

9. Schneider M.F., Voronenko V.K. Sovmeshhenie podzemnyh i otkrytyh razrabotok rudnyh mestorozhdeniy [The combination of underground and open cast mining of ore deposits]. Moscow: Nedra, 1985. 250 p.

10. Yuryevich G.G., Belyakov V.D., Sevastyanov B.N. Ohrana gornyh vyrabotok ot vozdeystviya vzryvov [Protection from the effects of mining explosions]. Moscow: Nedra, 1972. 280 p.

Коротко об авторах_

ТОопин Владимир Николаевич, д-р техн. наук, профессор, Забайкальский институт железнодорожного транспорта, филиал Иркутского государственного университета путей сообщения, г. Чита, Россия. Область научных интересов: геотехнология, геомеханика, разрушение горных пород взрывом, физические процессы горного производства tyupinvn@mail.ru

Рубашкина Татьяна Ивановна, канд. техн. наук, доцент, Забайкальский институт железнодорожного транспорта, филиал Иркутского государственного университета путей сообщения, г. Чита, Россия. Область научных интересов: геомеханика, геотехнология, физические свойства горных пород rubashkina_tatyana@mail. ru

Briefly about the authors_

Vladimir Tyupin, doctor of technical sciences, professor, Transbaikal Institute of Railway Transport, subsidiary of Irkutsk State University of Railway Transport, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: geotechnology, geomechanics, destruction of rocks by explosion, physical processes of mining

Tatyana Rubashkina, candidate of technical sciences, assistant professor, Transbaikal Institute of Railway Transport, subsidiary of Irkutsk State University of Railways, Chita, Russia. Sphere of scientific interests: geomechanics, geotechnology, physical properties of rocks

Образец цитирования_

Тюпин B.H., Рубашкина Т.И. Установление динамически устойчивых размеров междукамерных целиков при камерных вариантах систем разработки // Вестн. Забайкал. гос. ун-та. 2016. Т. 22. № 5.

С. 15-22.