CC BY
21
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(5—2):64—79 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622.232:622.341 001: 10.25018/0236_1493_2021_52_0_64
ВЫБОР МЕТОДОВ УПРАВЛЕНИЯ ГОРНЫМ ДАВЛЕНИЕМ НА ГАЙСКОМ ПОДЗЕМНОМ РУДНИКЕ
А. В. Зубков1, С. В. Сентябов1
1 Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук, Екатеринбург, Россия
Аннотация: Эффективность разработки Гайского месторождения подземным способом в значительной мере определяется устойчивостью выемочных единиц камерной системы разработки, которая применяется на руднике. Отработка очистных камер первой и второй очередей вызывает перераспределение нагрузок на междукамерные целики, которые в данном случае представлены камерами третьей очереди. Рост напряженно-деформированного состояния приводит к их разрушению, потере буровых скважин и подготовительно-нарезных выработок. При самообрушении пород кровли висячего бока залежи возрастают потери и засорение руды, увеличивается выход негабарита. Причины разрушения висячего и лежачего боков залежи на месторождении связаны не только с низкой устойчивостью вмещающих пород, но и с наличием высоких сжимающих тектонических напряжений, которые были определены методом щелевой разгрузки. Произведен расчет различных вариантов отработки Гайского подземного рудника при фактических граничных условиях. В качестве специальных мероприятий рекомендуется разгрузка рудного массива в разделительных целиках путем создания опережающей разгрузочной (отрезной) щели на всю ширину целика или создания со стороны висячего бока залежи, веера скважин, которые в результате деформирования снизят напряженное состояние в целике. В работе представлены результаты формирования напряженного состояния в рудном массиве, полученные с использованием современных методов расчета напряженно-деформированного состояния горных конструкций. Были выявлены закономерности распределения напряженного состояния в массиве горных пород. На примере Гайского подземного рудника был сформирован комплекс активных методов управления горным давлением. Для защиты очистных камер третьей очереди (рудных целиков) рекомендовано применять несколько методов управления горным давлением, включающих в себя непосредственное изменение статических и динамических нагрузок в конструктивных элементах камерной системы разработки. Решение по снижению напряженного состояния массива висячего бока включает два метода. Оставление отрезной % разгрузочной % камеры и оформление разгрузочной щели на уровне подэтажа. Данные мероприятия, которые необходимо выполнять с целью гарантирования безопасности и эффективности технологии добычи полезного ископаемого, обеспечат повышение устойчивости массива горных пород.
Ключевые слова: управление горным давлением, висячий бок, лежачий бок, напряженное состояние, порядок отработки, анализ результатов, камерная система разработки, устойчивость конструктивных элементов системы разработки.
Благодарность: в ходе исследований использовались материалы, предоставленные геологической службой, техническим отделом Гайского подземного рудника и материалы лаборатории геодинамики и горного давления ИГД УрО РАН. Исследования выполнены по государственному заданию №075-00581-19-00 по теме № 0405-2019-0007. Для цитирования: Зубков А. В., Сентябов С. В. Выбор методов управления горным давлением на гайском подземном руднике // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2021. - № 5-2. - С. 64-79. БОГ: 10.25018/0236_1493_2021_52_0_64.
© А. В. Зубков, С. В. Сентябов. 2021
Selecting ground control methods in Gai mine
A. V. Zubkov1, S. V. Sentyabov1
1 Institute of Mining Ural branch of Russian Academy of Sciences, Ekaterinburg, Russia
Abstract: Efficiency of underground mining in Gai deposit is largely determined by the stability of the extraction units within the room-and-pillar system used in the mine. Extraction of the first- and second-phase rooms induces redistribution of loads applied to rib pillars which represent the future third-phase rooms. The increased stresses and strains result in failure of the rib pillars, as well as in the loss of boreholes and preparatory drifts. Uncontrolled caving of hanging wall roof rocks increases ore loss and dilution and oversized yield. The causes of failure in hanging wall and footwall rock mass are associated with both low stability of the host rocks and high compressive tectonic stresses determined using the borehole slotting technique. The mining scenarios are designed for Gai mine at the actual boundary conditions. The recommended special measures include destressing of separation ore pillars by advanced slot cut across the whole width of a pillar or by destress fan drilling on the side of the hanging wall to reduce stresses and strains in the pillar. The paper presents the results on the stress state in rock mass using the modern stress-strain analysis methods. The stress patterns in rock mass are revealed. A package of operational ground control techniques is generated for Gai mine. To protect the third-phase rooms (ore pillars), it is recommended to use several methods of ground control including direct change of static and dynamic loads in structural elements of the room-and-pillar system. The solution for destressing of hanging wall includes two methods: keeping the cutoff intact and making the destressing slot at the sublevel level. These measures aimed at safe and efficient mineral mining can improve rock mass stability. Key words: ground control, hanging wall, footwall, stress state, mining sequence, analysis of results, room-and-pillar system, stability of structural elements of mining system. Acknowledgment: The studies used information which is courtesy of the Geological Service and Technical Department of Gai Mine, and test data from the Geodynamics and Overburden Pressure Laboratory at the Institute of Mining, Ural Branch of the Russian Academy of Sciences. The studies are carried out under State Contract No. 075-00581-19-00, Topic No. 0405-2019-0007. For citation: Zubkov A. V., Sentyabov S. V. Selecting ground control methods in Gai mine. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(5-2):64-79. [In Russ]. DOI: 10.25018/0236_1493_2021_52_0_64.
Введение
Гайское медноколчеданное месторождение, которое начали отрабатывать в 1959 г, представлено несколькими изолированными рудными залежами сложных линзообразных и жилообраз-ных форм, различающимися по минеральному составу (сплошной медный колчедан, медно-цинковый колчедан, серный колчедан и прожилково-вкра-пленные руды). Рудовмещающая свита представлена альбитофирами, туфо-брекчиями, туфами основного и смешанного составов, интенсивно рас-
сланцованными и окварцованными. Глубина очистных работ — горизонт 1310 м.
Рудные тела отрабатываются преимущественно этажно-камерной системой разработки с твердеющей закладкой с применением самоходного оборудования. При мощности рудного тела до 15 — 20 м длинная сторона камер располагается по простиранию, при большей мощности — вкрест простирания рудного тела. Параметры очистных камер следующие: длина 30 — 80 м (или равна мощности рудного
тела), ширина 20 м, высота камеры равна высоте этажа 80 м. Толщина днища и размещение буровых горизонтов определяются из параметров предельной глубины бурения и составляют 25-30 м.
После выемки камерных запасов производится заполнение очистной камеры закладочной смесью. В качестве вяжущего материала используется цемент, а в качестве заполнителя — хвосты обогатительной фабрики. Прочность закладки составляет от 0,5 до 3 МПа в зависимости от очередности отработки камер.
В настоящее время основные трудности при эксплуатации этажно-камерных систем разработки связаны с проблемами безопасности ведения очистных работ добычи полезного ископаемого и ухудшением технико-экономических показателей [1].
Часто встречаются следующие формы проявлений горного давления при ведении очистных работ отработки месторождений подземным способом:
- разрушение сопряжений заездов с ортами в днищах камер;
- раскрытие трещин в бортах выемочных единиц;
- вывалы закладочных материалов с верхних горизонтов;
- обрушение стенок камер, рудных и породных массивов.
Наибольшее влияние перечисленные негативные явления оказывают на устойчивость целиков и обнажений, поэтому проблема устойчивости конструктивных элементов системы разработки стоит на предприятиях очень остро.
Сотрудниками института ИГД УрО РАН были проведены натурные исследования природного напряженного состояния на подземном руднике Гайского ГОКа методом щелевой разгрузки по соответствующей методике ИГД УрО РАН, описанной в работе [2].
Натурные измерения выполнены на глубоких горизонтах рудника во вмещающих породах:
- на горизонте 830 м в массиве пла-гиоклазовых порфиритов и туфов смешанного (липарит-дацитового) состава;
- на горизонте 910 м в массиве туфов андезит-дацитового, липарит-дацитового состава.
Исследование и расчет первоначального напряженно-деформированного состояния (НДС) массива горных пород, полученного экспериментально-аналитическим расчетом, использованы при выборе мест заложения капитальных горных выработок и очередности развития очистных работ [3 — 4].
Исследованиями по определению устойчивости очистных камер, проводимыми на Гайском подземным руднике, было установлено, что обрушение пород висячего бока достигало 20 % от общей длины камеры, а высота свода обрушения кровли достигала 8 м.
При самообрушении горных пород висячего бока и кровли камер возрастают потери и разубоживание руды, создавая дополнительные сложности при обогащении руды, что, в свою очередь, приводит к увеличению себестоимости добычи и существенно ухудшает технико-экономические показатели по предприятию в целом [5 — 8].
Причины разрушения висячего и лежачего боков залежи на данном месторождении объясняются не только низкой устойчивостью вмещающих пород, но и наличием высоких сжимающих тектонических напряжений. Измерения напряжений массива горных пород показали, что напряжения, действующие в субширотном направлении, вдвое превышают напряжения меридионального направления и в 1,5 раза больше вертикальных [9 — 10].
Еще одной немаловажной проблемой, с которой сталкиваются горнодо-
бывающие предприятия, применяющие камерные системы разработки, является устойчивость конструктивных элементов системы разработки. Нарушение целостности бортов очистных камер первой и второй очередей приводит к перераспределению нагрузок на временные междукамерные целики, в данном случае это породный массив камеры третьей очереди, что, соответственно, приводит к разрушению буровых скважин и подготовительных выработок. Рост напряженного состояния вызывает падение производительности добычи из камер второй и третьей очередей за счет увеличивающегося выхода негабарита. Снижается эффективность добычи, а для избегания этого процесса необходимо знать закономерности формирования и распределения напряженного состояния в массиве горных пород. С использованием численного моделирования НДС рудного и породного массивов было проведено обоснование оптимального порядка отработки запасов.
Методика обоснования порядка
отработки запасов
Обоснование оптимального порядка отработки запасов в этажах 830/990 м велось на основе численного моделирования НДС рудного и породного массивов. Моделирование велось с использованием программного комплекса Fem, основанного на методе конечных элементов (МКЭ — упругая модель). Комплекс был разработан в ИГД УрО РАН и получил достаточно широкое распространение в России (ИГД ДВО РАН, ЧитГУ, ИрГТУ, МГТУ).
Решалось упругая задача, в качестве граничных условий при расчетах были использованы результаты определения параметров тензора максимальных напряжений, действующих в нетронутом массиве горных пород, приведен-
ных в табл. 1. Прочность рудного массива принималась равной 100 МПа.
Расчетная модель имела следующие параметры:
- высота камер h = 80 м;
- ширина камер Ь = 20 м;
- длина камеры т = 80 м;
- угол падения рудных тел а = 600.
Основные варианты отработки
моделировались в плоской постановке. После получения решений для той или иной схемы отработки подбирались граничные условия, при которых решение плоской задачи в горизонтальной плоскости удовлетворительно сходилось с объемным решением. С этими граничными условиями осуществлялись дополнительные решения, позволяющие детализировать предлагаемые схемы отработки.
В расчетных моделях в качестве граничных условий задавались расчетные параметры НДС массива. Основные размеры и параметры используемой расчетной схемы принимались в соответствии с реальными размерами рудного поля в пределах рассматриваемого этажа.
Физико-механические свойства массива горных пород и закладочного материала приведены в табл. 2.
Распределение напряжений
в рудном массиве горных пород
при различных схемах ведения
работ
При применении многостадийной выемки запасов камерной системой на Гайском подземном руднике сталкиваются с определенными сложностями при отработке камер третьей очереди: рудный массив в этих выемочных единицах сильно нарушен за счет напряжений, действующих вкрест простирания рудного тела и воздействия взрывных работ. В результате отмечается разубо-живание руды твердеющей закладкой
Примечание. Ut _ напряжения, действующие в субмеридиональном направлении; П2 — напряжения, действующие в субширотном направлении; Dz — вертикальные напряжения.
Таблица 2
Физико-механические свойства пород и руд Physical and mechanical properties of rocks and ores
Таблица 1
Напряжения, действующие в массиве горных пород Гайского рудника Mine Stresses, acting in the rock massif of the Gaysky mine
Глубина, м Напряжения, МПа
Н, МПа 1 2 z
830 -22,41 -22,41 -44,82 -22,41
910 -24,57 -24,57 -49,14 -24,57
990 -26,73 -26,73 -53,46 -26,73
Виды среды , г/см3 Деформационные свойства г град С, МПа
£х104 МПа Н
Породный массив 2,8 7,0 0,28 34 9
Рудный массив 3,9 9,9 0,15 37 11
Закладочный материал 2,1 0,5 0,21 36 1,5
и частичное обрушение рудного массива. С увеличением глубины отработки все эти проблемы серьезно обостряются [11-12].
Очевидным выходом из этой ситуации является переход на сплошной порядок отработки, позволяющий минимизировать концентрацию напряжений в стенках вновь отрабатываемых камер. Однако моделирование сплошного порядка отработки для больших глубин показывает, что при большом количестве отработанных камер концентрация напряжений на их стенках превышает допустимые величины (табл. 3).
Если пренебречь возможным раз-убоживанием руды закладкой, то до глубины 1150 м подряд может быть отработано не более 5 камер пролетом 20 м, а на глубине 1310 м — не более 2 камер. Эту закономерность также подтверждает график, на котором приведено изменение напряжений в стенке
камеры по мере увеличения выработанного пространства (рис. 1).
Основываясь на полученных данных, представленных на графике, можно заключить, что в этаже 990/1070 м наиболее безопасное извлечение камерных запасов может производиться лишь в том случае, если размеры выработанного пространства не будут превышать 100 м, что соответствует мощности 5 вынутых камер. Даже в этом случае величины напряжений на верхнем подэтаже будут в незначительной мере превышать предел прочности на сжатие, чем в данном случае можно пренебречь. Дальнейшая же отработка камер должна сопровождаться предварительной разгрузкой массива.
С целью выявления закономерностей распределения напряжений в рудных массивах и обоснования оптимального порядка очистной выемки в этаже 910/990 м на различных стадиях отработки Гайского рудника в соответствии
Таблица 3
Величины горизонтальных напряжений в рудном и искусственном массиве при сплошной отработке запасов камерной системой
Values of stresses in the ore and artificial massif during continuous mining of reserves by the chamber system
Кол-во Тип Напряжение, МПа
отрабо- массива Гор. Гор. Гор. 990/ Гор. Гор. Гор.1230/
танных 830/910 910/990 1070 1070/ 1150/ 1390
камер 1150 1230
3 руда -59,2 -64,3 -69,6 -74,5 -80 -85,2
закладка -2,2 -2,5 -2,7 -2,9 -3,0 -3,3
4 руда -66,4 -72,3 -78,1 -84,0 -90,0 -95,6
закладка -2,3 -2,5 -2,7 -2,8 -3,0 -3,3
5 руда -73 -79,2 -85,6 -92 -98,4 -104,8
закладка 3,0 -3,0 -3,2 -3,4 -3,7 -3,9
6 руда -78,3 -85,4 -92,0 -98,8 -105,8 -112,6
закладка -3,3 -3,6 -3,8 -4,1 -4,4 -4,7
7 руда -83,2 -90,6 -97,9 -105,2 -112,5 -119,8
закладка -3,5 -3,9 -4,2 -4,5 -4,8 -5,1
8 руда -87,9 -95,6 -103,3 -111,0 -118,8 -126,5
закладка -3,7 -4,0 -4,3 -4,6 -5,0 -5,3
9 руда -91,9 -100 -108,1 -116,2 -124,2 -132,3
закладка -4,0 -4,3 -4,7 -5,1 -5,4 -5,8
Примечание. Ячейки серого цвета относятся к ситуации, неприемлемой (превышение прочности рудного массива) по нагрузкам в руде, голубого цвета — превышение прочности закладки.
о, МПа -120--
-110--
0
Подэтаж I Подэтаж И Подэтаж III — — Предел прочности на сжатие
Рис. 1. График изменения напряжений в стенке камеры по мере увеличения выработанного пространства при отработке этажа 990/1070 м
Fig. 1. Graph of stress changes in the chamber wall as the mined-out space increases during the development of the floor 990/1070 m
_4_i_i_i_i_i_i_i_i_i_i m, м
20 40 60 80 100 120 140 160 180 200 220
с утвержденными графиками ведения горных работ, математическое моделирование проводились для глубины 935 м на уровне верхнего подэтажа I, т. к. в результате моделирования блоков в объемной постановке на этом уровне были зафиксированы максимальные сжимающие напряжения. При расчетах учитывалось влияние заложенных камер I — II очереди, т. к. разрушение закладочного массива или его чрезмерное деформирование вследствие малой жесткости может привести к дополнительной концентрации напряжений на рудный (целиковый) массив, а также создать ряд технологических проблем.
В результате анализа проведенных исследований можно утверждать, что ни одна из рассмотренных схем не может быть признана полностью удовлетворительной. На глубоких горизонтах месторождения величина действующих напряжений на обнаже-
нии очистных камер превышает предел прочности на одноосное сжатие руды (100 МПа) [13-17].
В табл. 4 приведены результаты расчетов средней величины сжимающих напряжений в рудных целиках, разделяющих отработанные камеры. Цифрами показан порядок отработки камер по простиранию в пределах блока.
На рис. 2 и 3 приведены результаты расчетов средней величины сжимающих напряжений в рудных целиках, разделяющих отработанные камеры. Цифрами показан порядок отработки камер по простиранию в пределах блока.
Для отработки запасов на горизонтах в пределах этажей 830/910 м и 910/990 м предусмотрен вариант камерной системы разработки с выемкой камер в блоке по схеме I — II —
III — I — IV — V (на месте камер
IV и V оставляются временные руд-
Рис. 2. Распределение максимальных сжимающих напряжений П1 в массивах камер III, IV и V очереди на этаже 910/990 м
Fig. 2. Distribution of the maximum compressive stresses 01 in the arrays of chambers III, IV, and V on the floor 910/990 m
Рис. 3. Распределение максимальных сжимающих напряжений в массивах камер III, IV и V очереди (вид сверху на уровне верхнего подэтажа) на глубине 975 м Fig. 3. Distribution of maximum compressive stresses in the arrays of chambers III, IV, and V stages (top view at the level of the upper sublevel) at a depth of 975 m
Таблица 4
Величины максимальных сжимающих напряжений 1, действующих в междукамерных целиках, МПа
Values of maximum compressive stresses 1 acting in interchamber pillars, MPa
Подэтаж Расположение целика в центре Расположение целика у флан-
рудного тела гов рудного тела
в цен- у у на в цен- у у на
тре лежа- вися- стен- тре лежа- вися- стен-
чего бока чего бока ках чего бока чего бока ках
Гор. 830/910, м
Подэтаж I -85 -70 -70 -85 -80 -70 -70 -80
Гор. 910/990, м
Подэтаж I -90 -75 -75 -90 -90 -75 -75 -90
Гор. 990/1070, м
Подэтаж I -100 -85 -85 -100 -85 -80 -80 -85
Гор. 1070/1150, м
Подэтаж I -115 -95 -95 -115 -110 -90 -90 -110
Гор. 830/910, м
Целик камеры 3-й очереди
Подэтаж I -95 -80 -80 -95 -90 -75 -75 -90
Целик камер 4, 5- й очереди
Подэтаж I -80 -70 -70 -80 -80 -70 -70 -85
Гор. 910/990, м
Целик камеры III очереди
Подэтаж I - - - - -110 -80 -85 -110
Подэтаж II - - - - -105 -80 -80 -105
Подэтаж III - - - - -85 -80 -75 -85
Целик камер IV, V очереди
Подэтаж I -100 -80 -80 -100 - - - -
Подэтаж II -90 -80 -75 -90 - - - -
Подэтаж Расположение целика в центре Расположение целика у флан-
рудного тела гов рудного тела
в цен- у у на в цен- у у на
тре лежа- вися- стен- тре лежа- вися- стен-
чего чего ках чего чего ках
бока бока бока бока
Подэтаж III -80 -75 -70 -90 - - - -
Гор. 1150 — 1230, м
Подэтаж I -100 -80 -80 -100 -95 -80 -80 -100
Гор. 830/910, м
Подэтаж I -85 -70 -70 -85 -80 -70 -70 -85
Гор. 910/990, м
Подэтаж I -105 -85 -80 -110 -105 -85 -80 -110
Подэтаж II -90 -80 -75 -95 -90 -80 -70 -90
Подэтаж III -85 -75 -70 -85 -80 -75 -70 -80
ные целики, отрабатываемые потом с использованием защитных мероприятий, подробно описанных в работе [18].
Для условий этажа 830/910 м выбранная схема может быть реализована без осложнений, в пределах этажа 910/990 м массив на месте камер III очереди будет нарушен напряжениями, действующими в субширотном направлении вдоль оси камер. В районе верхнего подэтажа величина напряжений будет достигать 115 МПа (рис. 3) при пределе прочности рудного массива на сжатие не более 100 МПа [18].
Целики камер III, IV и V очереди с суммарной мощностью 40 м при действующем напряженном состоянии в этаже 910/990 м будут находиться в устойчивом состоянии. Из анализа результатов моделирования можно заключить, что использование трех-стадийной схемы отработки месторождения на глубине свыше 910 м можно считать неэффективным без применения профилактических мероприятий по снижению напряженного состояния в междублоковых целиках, подробно описанных в работе [18]. В качестве специальных мероприятий рекомендуется разгрузка рудного массива в раз-
делительных целиках за счет создания опережающей разгрузочной (отрезной) щели на всю ширину целика или создания в висячем боку веера скважин, который в результате деформирования снизит напряженное состояние в целике.
Выбор методов управления
горным давлением
При упорядоченной планомерной выемке камерных запасов в этаже при общем развитии фронта очистных работ камер очереди не возникает никаких особых осложнений, тогда как при выемке камер IV и V очереди, а также рудных междублоковых целиков необходимо предусматривать мероприятия по их защите. Отработку камер IV и V очереди необходимо вести «от центра к флангам». При использовании данной схемы ведения очистных работ после отработки первого целика в результате перераспределения напряжений величины сжимающих напряжений в следующем целике возрастут на 35 %, начнется его запредельное деформирование, где в результате нару-шенности рудного массива возникнут сложности с бурением и увеличится
разубоживание из-за разрушения закладочного материала у контуров камер.
Поэтому в качестве мероприятий по защите рудных целиков необходимо применять активные методы управления горным давлением, включающие в себя непосредственное изменение концентрации напряжений в локальных участках массива горных пород путем снижения или перераспределения напряжений.
Одним из наиболее эффективных и часто применяемых активных методов управления горным давлением в породном массиве является применение разгрузочных щелей. Сущность применения разгрузочной щели заключается в создании дополнительных свободных поверхностей, в сторону которых деформируются горные породы, перераспределяя напряженно-деформированное состояние массива, тем самым снимаются напряжения с защищаемого элемента системы разработки.
В различных ситуациях могут применяться веера скважин без их взрывания, что бывает достаточным для разгрузки и защиты камеры от сжимающих напряжений. В случае недостаточной эффективности веера скважин может потребоваться бурение 2 — 3 вееров. Определение параметров и необходимого количества вееров в разгрузочной щели может быть достоверно определено только на основании опытно-промышленных испытаний. Также используются веера скважин с камуф-летным взрыванием скважин через одну для образования трещин отрыва. Данный метод используется для разгрузки массива и его защиты от растягивающих напряжений на контуре камер.
Разгрузка рудного массива должна вестись путем создания опережающей разгрузочной (отрезной) щели на всю ширину целика или создания
в висячем боку залежи веера скважин, который в результате деформирования пород снизит напряженное состояние в целике. При отработке целика камер VI, VII и VIII очереди необходимо производить отрезную щель за один взрыв (рисунок 4), иначе произойдет перегрузка (более 100 МПа) рудной неразгруженной части до запредельных величин, что неизбежно приведет к разрушению массива (рис. 5).
В качестве варианта отработки междублоковых целиков рекомендуется их отработка в две очереди камерами шириной 30 м с использованием опережающей разгрузочной щели. Ширина камер обоснована тем, что при проведении закладочных работ камеры VI очереди закладка заполнит всю разгрузочную щель, и при выемке последующих камер придется вести отбойку на закладку, что приведет к увеличению разубоживания на 10 %.
Поэтому в разгрузочных щелях на границе камеры VI очереди необходимо оставление целиков размерами 3—4 м. Рудные целики предназначены для предотвращения проникновения закладочного материала из камеры V очереди в отрезную щель камеры VI очереди.
По мере образования разгрузочной щели, в результате конвергенции лежачего и висячего боков рудного тела на величину не менее 0,3 — 0,4 м (при длине камеры 80 м) рудные массивы камер VI и VII очередей будут деформированы в направлении друг к другу, частично разрушая целик в разгрузочной щели и уплотняя в ней руду с коэффициентом разрыхления Кр=1,4 до Кр=1,21^1,26.
Второй вариант отработки междукамерных целиков предусматривает создание защитной зоны за счет расположения (отрезной — разгрузочной) камеры по простиранию рудного
Рис. 4. Распределение напряжений на этаже 910/990 м при образовании отрезной щели в одном из целиков
Fig. 4. Distribution of stresses on the floor 910/990 m during the formation of a cutting gap in one of the pillars
Рис. 5. Распределение напряжений на этаже 1150/1230 м при традиционном образовании отрезной щели секционной отбойкой в одном из целиков
Fig. 5. Distribution of stresses on a floor of 1150/1230 m with the traditional formation of a cutting gap by sectional chipping in one of the pillars
тела на всю ширину междублокового целика, что впоследствии будет играть роль экрана, создавая защитную зону.
До момента оформления междублокового целика необходимо произвести опережающую разгрузку рудного массива путем бурения вееров скважин большого диаметра по контуру висячего бока. Определение параметров и необходимого количества вееров
в разгрузочной щели может быть достоверно определено только на основании опытно-промышленных испытаний.
Камеру располагаем по простиранию рудного тела, образовывая в ней отрезную щель вдоль камеры за один взрыв, в результате чего в целике образуется защитная зона, позволяющая после закладки (отрезной — разгрузочной) камеры вести отбойку обычным
m = 60 м
Puc. 6. Схема распределения напряжений на контуре камер с трещиной разрыва при b = 700 Fig. 6. Diagram of stress distribution on the contour of chambers with a rupture crack at b = 700
способом, с расположением лент камер вкрест простирания рудного тела.
При анализе полученных результатов исследований установлено, что в данных условиях наиболее целесообразно трещину разрыва оформлять на верхнем подэтаже в висячем боку. Рассчитаны максимальные напряжения 5тах, действующие со стороны висячего и лежачего боков камер при данной схеме разгрузки массива. В висячем боку за счет оставления треугольного массива под ним, в нижней половине этажа наблюдается только сжатие, а в верхней половине за счет образования трещины разрыва растягивающие напряжения уменьшаются практически в 2 раза.
Также были рассчитаны максимальные напряжения smax, действующие со стороны висячего и лежачего боков камер, для различных углов Ь в основании оставляемого треугольного массива. Установлено, что наиболее оптимально оставлять этот массив с углом Ь, равным 700 (рис. 6).
Заключение
Отработка запасов руды Гайского подземного рудника ведется этажно-камерной системой разработки с твердеющей закладкой выработанного пространства. Основываясь на анализе проведенных исследований, можно заключить, что для условий этажа
830/910 м выбранная схема может быть реализована без осложнений, в пределах этажа 910/990 м массив на месте камер III очереди будет нарушен напряжениями, действующими в субширотном направлении вдоль оси камер. В районе верхнего подэтажа величина напряжений будет достигать 115 МПа, при пределе прочности рудного массива на сжатие не более 100 МПа. Запасы этажа 910/990 м отрабатываются по схеме I — II — III — I — IV — V. В этаже 990/1070 м наиболее безопасное извлечение камерных запасов может производиться лишь в том случае, если размеры выработанного пространства не будут превышать 100 м, что соответствует мощности 5 вынутых камер. Даже в этом случае величины напряжений на верхнем подэтаже будут в незначительной мере превышать предел прочности на сжатие, которыми в данном случае можно пренебречь. Дальнейшая же отработка камер должна сопровождаться предварительной разгрузкой массива.
На этажах 990/1070, 1150/1230 и 1230/1310 отработку целиков производят от центра к флангам. При использовании данной схемы ведения очистных работ после отработки первого целика в результате перераспределения напряжений величины сжимающих напряжений в следующем целике возрастут на 35 %, начнется его запредельное деформирование, в нем в результате
нарушенности рудного массива возникнут сложности с бурением и увеличится разубоживание из-за разрушения закладочного материала у контуров камер.
Поэтому в качестве мероприятий по защите междублоковых рудных целиков необходимо применять активные методы управления горным давлением, включающие в себя непосредственное изменение концентрации напряжений в локальных участках массива горных пород путем снижения или перераспределения напряжений. Одним из наиболее эффективных и часто применяемых активных методов управления горным давлением в породном массиве является применение разгрузочных щелей. Сущность применения разгрузочной щели заключается в создании дополнительных свободных поверхностей, на которые происходит деформация горных пород, перераспределение напряженно-деформированного состояния массива, тем самым снижая напряжения с защищаемого элемента системы разработки.
В качестве специальных мероприятий рекомендуется разгрузка рудного массива в разделительных целиках за счет создания опережающей разгрузочной (отрезной) щели на всю ширину целика, а также создание в висячем боку веера скважин, который в результате деформирования снизят напряженное состояние в целике.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Зубков А. В. Геомеханика и геотехнология. — Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2001. — 333с.
2. Сентябов С. В. Исследование и прогноз изменения напряженно-деформированного состояния крепи шахтных стволов на Гайском руднике / С. В. Сентябов // Горный информационно-аналит. бюллетень. — 2018. — № 10. — С. 79—85.
3. Сидоров Д. В., Потапчук М. И., Сидляр А. В. Прогнозирование удароопасно-сти тектонически нарушенного рудного массива на глубоких горизонтах Николаевского полиметаллического месторождения // Записки Горного института. — 2018. — Т. 234. — С. 604—611.
4. Еременко В. А., Гахова Л. Н., Семенякин Е. Н. Формирование зон концентрации напряжений и динамических явлений при отработке рудных тел Таштагольского месторождения на больших глубинах // ФТПРПИ. -2012. — № 2. — С. 80—87.
5. Мясков А. В. Методологические основы эколого-экономического обоснования сохранения естественных экосистем в горнопромышленных регионах // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2011. — № 1. — С. 399 — 401.
6. Мясков А. В. Современные эколого-экономические проблемы недропользования // Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2014. — № 2. — С. 157 — 160.
7. Timonin V. V., Kondratenko A. S. Process and measuring equipment transport in uncased boreholes // J. Min. Sci. 2015. VoL 51. No 5 pp. 1056 — 1061.
8. Jianju Du, Xiang huiQin, QingLi Zeng, Luqing Zhang, Qunce Chen, Jian Zhou, Wen Meng Estimation of the present-day stress field using in-situ stress measurements in the ALxa area, Inner Mongolia for China's HLW disposal // Engineering Geology VoL. 220, 30 March 2017, Pp. 76—84.
9. Sentyabov S. Investigation of stress field parameters at deep horisons of the Gayskoye field = Исследование параметров поля напряжений на глубоких горизонтах Гайского месторождения / S. Sentyabov, A. Zubkov. — DOI: https: // doi.org/10.1051/ e3sconf/202019201028 // E3S Web of Conferences : VIII International Scientific Conference "Problems of Complex Development of Georesourcef" (PCDG 2020), Khabarovsk, Russia Federation, September 8—10, 2020 г. = VIII Международная научная конференция "Проблемы комплексного освоения георесурсов". — 2020. — Vol. 192. — p. 01028.
10. Зубков А. В. Взаимосвязь физических процессов в космосе на солнце и их проявление в литосфере = The Relationship of the Space by the Sun and their in the Lithosphere / А. В. Зубков, С. В. Сентябов ; ДФВУ. — doi: 10.1088/1755 — 1315/459/4/042082. — Текст : непосредственный // Земля и наука об окружающей среде : международная мультидисциплинарная конференция по промышленному инжинирингу и современным технологиям «FarEastCon» (Владивосток, остров Русский, 1 — 4 октября 2019 года). — 2020. — Т. 459, гл. 3. — С. 042082.
11. Волков Ю. В. Системы разработки подземной геотехнологии медноколчедан-ных месторождений Урала // Екатеринбург: ИГД УрО РАН, 2001. — 248с.
12. Влох Н. П. Управление грным давлением на подземных рудниках. — М.: «Недра», 1994.
13. Зубков А. В. Новые подходы к оценке устойчивости скальных массивов горных пород /А. В. Зубков, С. В. Сентябов //Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). — 2020. — № 3 — 1. — С. 68—77. — DOI: 25018/0236 — 1493—2020—31 — 0-68 — 77.
14. Kong L., Ostadhassan M., Li C., Tamimi N. Rock Physics and geomechanics of 3D printed Rocks / ARMA 51st U. S. Rock Mechanics. Geomechanics Symposium, San Francisco, California, USA, 2017, pp. 1 — 8.
15. Gell E. M., Walley S. M, Braithwaite C. H. Review of the Validity of the Use of Artificial Specimens for Characterizing the Mechanical Properties of Rocks // Rock Mechanics and rock Engineering, 2019, no. 3, pp. 1 — 13.
16. Карташов Ю. М., Матвеев Б. В., Михеев Г. М., Фадеев А. Б. Прочность и деформируемость горных пород. — М.: Недра, 1979. — 269 с.
17. Hong K., Han E., Kang K. Determination of geological strength index of jointed rock mass based on image processing // Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering. 2017. No 9. pp. 702 — 708.
18. Бирючев И. В. Закономерности распределения напряжений в висячем и лежачем боках камер при отработке рудных тел этажно-камерной системой разработки / И. В. Бирючев, А. В. Зубков, О. Ю. Смирнов // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2013. — № 3. — C. 5 — 12. ЕПЭ
REFERENCES
1. Zubkov A. V. Geomekhanika i geotekhnologiya [Geomechanics and geotechnoLogy]. Ekaterinburg: IGD UrO RAN, 2001. 333 p. [In Russ]
2. Sentyabov S. V. Research and forecast of changes in the stress-strain state of the support of mine shafts at the Gaysky mine. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2018. no. 10. C. 79-85. [In Russ]
3. Sidorov D. V., Potapchuk M. I., SidLyar A. V. Prediction of rock burst hazard of tectonicaLLy disturbed ore massif on deep horizons of the NikoLaev poLymetaLLic deposit. Zapiski Gornogo instituta. 2018. T. 234. pp. 604-611. [In Russ]
4. Eremenko V. A., Gahova L. N., Semenyakin E. N. Formation of zones of stress concentration and dynamic phenomena during the mining of ore bodies of the TashtagoL deposit at great depths. FTPRPI. 2012. no. 2. pp. 80-87. [In Russ]
5. Myaskov A. V. MethodoLogicaL foundations of ecoLogicaL and economic substantiation of the preservation of naturaL ecosystems in mining regions. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2011. no. 1. pp. 399-401. [In Russ]
6. Myaskov A. V. Modern ecoLogicaL and economic probLems of subsoiL use. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2014. no. 2. S. 157-160. [In Russ]
7. Timonin V. V., Kondratenko A. S. Process and measuring equipment transport in uncased borehoLes. J. Min. Sci. 2015. VoL 51. No 5 pp. 1056-1061.
8. Jianju Du, Xiang huiQin, QingLi Zeng, Luqing Zhang, Qunce Chen, Jian Zhou, Wen Meng Estimation of the present-day stress fieLd using in-situ stress measurements in the ALxa area, Inner MongoLia for Chi na's HLW disposaL. Engineering GeoLogy VoL. 220, 30 March 2017, pp. 76-84.
9. Sentyabov S., Zubkov A. Issledovanie parametrov polya napryazhenij na glubokih gorizontah Gajskogo mestorozhdeniya [Investigation of stress fieLd parameters at deep horisons of the Gayskoye fieLd]. DOI: https:. doi.org/10.1051/e3sconf/202019201028. E3S Web of Conferences : VIII Mezhdunarodnaya nauchnaya konferenciya "ProbLemy kompLeksnogo osvoeniya georesursov". 2020. VoL. 192. p. 01028. [In Russ]
10. Zubkov A. V., Sentyabov S. V. Vzaimosvyaz' fizicheskih processov v kosmose na solnce i ih proyavlenie v litosfere [The ReLationship of the Space by the Sun and their in the Lithosphere]. DFVU. doi: 10.1088/1755-1315/459/4/042082. Tekst : neposredstvennyj. ZemLya i nauka ob okruzhayushchej srede : mezhdunarodnaya muL'tidiscipLinarnaya konferenciya po promyshLennomu inzhiniringu i sovremennym tekhnoLogiyam «FarEastCon» (VLadivostok, ostrov Russkij, 1-4 oktyabrya 2019 goda). 2020. T. 459, gL. 3. p. 042082. [In Russ]
11. VoLkov Yu. V. Sistemy razrabotki podzemnoj geotekhnologii mednokolchedannyh mestorozhdenij Urala [Systems for the deveLopment of underground geotechnoLogy of copper pyrite deposits in the UraLs]. Ekaterinburg: IGD UrO RAN, 2001. 248 p. [In Russ]
12. VLoh N. P. Upravlenie grnym davleniem na podzemnyh rudnikah [Underground mine pressure management]. Moscow: «Nedra», 1994. [In Russ]
13. Zubkov A. V., Sentyabov S. V. New approaches to assessing the stabiLity of rock massifs of rocks. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2020. no. 3-1. pp. 68-77. DOI: 25018/0236-1493-2020-31-0-68-77. [In Russ]
14. Kong L., Ostadhassan M., Li C., Tamimi N. Rock Physics and geomechanics of 3D printed Rocks. ARMA 51st U. S. Rock Mechanics. Geomechanics Symposium, San Francisco, CaLifornia, USA, 2017, pp. 1-8.
15. GeLL E. M., WaLLey S. M, Braithwaite C. H. Review of the VaLidity of the Use of ArtificiaL Specimens for Characterizing the MechanicaL Properties of Rocks. Rock Mechanics and rock Engineering, 2019, no. 3, pp. 1-13.
16. Kartashov Yu. M., Matveev B. V., Miheev G. M., Fadeev A. B. Prochnost' i deformiruemost' gornyh porod [Strength and deformability of rocks]. Moscow: Nedra, 1979. 269 p. [In Russ]
17. Hong K., Han E., Kang K. Determination of geological strength index of jointed rock mass based on image processing. Journal of Rock Mechanics and Geotechnical Engineering. 2017. No 9. pp. 702—708.
18. Biryuchev I. V., Zubkov A. V., Smirnov O. Yu. Regularities of stress distribution in the hanging and lying sides of the chambers during the mining of ore bodies by the storey-chamber development system. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2013. no. 3. pp. 5 — 12. [In Russ]
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Зубков Альберт Васильевич1 — докт. техн. наук, главный научный сотрудник лаборатории геодинамики и горного давления, е-mail: sentyabov1989@mail.ru; Сентябов Сергей Васильевич1 — канд. техн. наук, старший научный сотрудник лаборатории геодинамики и горного давления, е-mail: sentyabov1989@mail.ru; 1 Институт горного дела УрО РАН, Екатеринбург, Россия.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
Zubkov A. V.1, Dr. Sci. (Eng.), Chief Researcher of the Laboratory of Geodynamics and Rock Pressure, e-mail: sentyabov1989@mail.ru;
Sentyabov S. V.1, Cand. Sci. (Eng.), Senior Researcher of the Laboratory of Geodynamics and Rock Pressure, e-mail: sentyabov1989@mail.ru;
1 Institute of Mining of Russian Academy of Sciences, Ekaterinburg, Russia.
Получена редакцией 15.12.2020; получена после рецензии 15.02.2021; принята к печати 10.04.2021. Received by the editors 15.12.2020; received after the review 15.02.2021; accepted for printing 10.04.2021.
