CC BY
49
СЕМИНАР 1
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА МОСКВА, МГГУ, 25.01.99 - 29.01.99 , , ; ; ;
I
^ Ю.В. Демидов, В.Н. Аминов, ^: А.Н. Енютин, И.Э. Семенова, 2000
УДК 622.27
Ю.В. Демидов, В.Н. Аминов, А.Н. Енютин,
И.Э. Семенова
ВЫБОР ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ МЕСТОРОЖДЕНИЯ ПЛАТО РАСВУМЧОРР В ПЕРЕХОДНОЙ ЗОНЕ МЕЖДУ ОТКРЫТЫМИ И ПОДЗЕМНЫМИ РАБОТАМИ
М
есторождение Плато Расвумчорр является одним из наиболее крупных апатито-нефелиновых месторождений Хибинского массива и отрабатывается с 1964 г. карьером Центрального рудника ОАО "Апатит". В настоящее время открытые работы вплотную приблизились к своему предельному контуру и, ориентировочно, будут полностью завершены в течение ближайших 10-12 лет. Со стороны северо-западного, рабочего борта карьера к данному месторождению примыкает месторождение Апатитовый Цирк, которое отрабатывается с 1956 г. Рас-вумчоррским рудником. Два этих месторождения представляют собой единое рудное тело и разделены условной границей. В результате длительной совместной эксплуатации этих месторождений подземные работы вплотную приблизились к контуру карьера. Северо-западный борт оказался частично подработан верхним горизонтом (+600 м) Расвумчоррского рудника и дальнейшее развитие подземных работ оказалось практически остановленным.
Для реализации перспективного
плана развития рудной базы ОАО "Апатит" необходимо было решить задачу дальнейшего совмещения открытых и подземных работ при отработке оставшихся запасов северозападного борта карьера и разработать технологию перехода к крупномасштабной подземной отработке подкарьерных запасов после завершения открытых работ на данном участке рудной залежи. При этом годовая производственная мощность участка в подкарьерной зоне должна составить не менее 1.5 млн. т по горной массе. В связи с этим рекомендуемая концепция проектирования отработки подкарьер-ных запасов в переходной зоне предусматривает разделение процесса отработки на три основные стадии.
На первой стадии подкарьерные запасы переходной зоны отрабатываются с гарантированным поддержанием борта карьера в устойчивом состоянии. Второй этап отработки предусматривает создание условий для са-мообрушения части пород борта карьера над отработанным массивом с образованием воронки провала. На третьей стадии производится крупномас-
штабная отработка рудного массива, прилегающего к воронке провала с постепенным развитием зоны обрушения пород борта карьера.
Особенность совмещения открытых и подземных работ в этой переходной зоне состоит в том, что на поверхность над рассматриваемым районом в течение нескольких десятков лет отсыпались внешние отвалы вскрышных пород. В результате образовалась обширная зона внешнего подпора северо-западного борта и создались специфические геомехани-ческие условия, определяющие напряженное состояние данного участка месторождения. На этом участке вылет консоли покрывающих пород по простиранию со стороны зоны обрушения Расвумчоррского рудника составляет более 200 м против 50-70 м в обычных условиях. В связи с этим, при отработке запасов в подконсоль-ной части образовалась обширная камера (1) с переменной высотой (рис1)
Высота камеры соответствует контуру отбойки по верхнему контакту рудного тела и достигает максимум 90 м. Ширина камеры (по простиранию) составляет на сегодня 36 м, длина (вкрест простирания) - 90 м. При создании камеры каких-либо нарушений в бортах карьера Центрального рудника не наблюдалось. Кровля и стенки камеры относительно устойчивые, существенных отслоений пород кровли в процессе выпуска не отмечено. Камера хорошо просматривается из буровых выработок гор. +660 м. В дальнейшем предлагается развить данную камеру в направлении карьера на 24 м.
На первом этапе отработки под-карьерных запасов переходной зоны одновременно с отработкой запасов
Рис. 1. Схема первого этапа отработки подкарьерных запасов с поддержанием борта в устойчивом состоянии:
1-существующая камера; 2- дополнительная камера; 3- отработанное подземное пространство, заполненное отвалом вкрышных пород; 4 - изолинии напряжения СТ1
фактически образованной камеры (1) предлагается создать дополнительную очистную камеру (2) в направлении лежачего бока. Показанное здесь выемочное пространство (3), примыкающее к контуру карьера, представляет собой зону, ранее отработанную выведенным из эксплуатации горизонтом (+670 м) подземного рудника, впоследствии засыпанную отвалом и затем снова вскрытую при продвижении северо-западного борта карьера. В результате, уступы карьера прошли по слежавшемуся уплотненному массиву, который при визуальном осмотре практически не отличается от нарушенных взрывами скальных уступов. Однако, наличие этой зоны вносит изменение в картину напряженного состояния массива. Дополнительная камера ориентируется параллельно и отделяется от действующей междука-мерным целиком. Для обеспечения устойчивости борта карьера дополнительная камера по высоте разделывается не до контакта, а с оставлением рудной потолочины. Учитывая, что в направлении простирания рудного тела контур карьера понижается, высота камеры также уменьшается по мере приближения к борту и соответственно увеличивается объем рудной части потолочины.
Месторождения АО «Апатит» отнесены к угрожаемым по горным ударам, а напряженное состояние ненарушенного массива классифицируется как гравитационно-тектоническое [1]. Учитывая, что подземные горные работы практически осуществляют подработку борта в условиях действующего карьера, прогнозная геомехани-ческая оценка состояния массива пород всей системы «подземный рудник-карьер» является необходимым этапом выбора варианта отработки переходной зоны. В качестве основного метода использовалось математическое моделирование НДС на основе решения трехмерных задач механики горных пород с использованием метода конечных элементов (МКЭ). При этом, учитывая значительные линейные размеры (до 5 км) и весьма сложную геометрию подземных и открытых разработок, а также ярко выраженный гористый рельеф дневной поверхности, для определе-
ния параметров модели и построения расчетной схемы, позволяющей моделировать рекомендуемый порядок отбойки очистных секций во времени и в пространстве с достаточно высокой степенью детальности, потребовалось последовательное решение ряда трехмерных задач с построением на каждом этапе расчетов новых расчетных схем с соответствующими граничными условиями. Корректность получаемых решений оценивали сопоставлением рассчитанных значений напряжений данным имеющихся натурных измерений.
Размеры конечной расчетной схемы: по простиранию залежи - 600м, по падению- 1000м и по глубине -700м. Общее число конечных элементов ~ 32000, минимальный объем единичного элемента - 100м3. Основные физико-механические свойства руд и пород: пределы прочности на одноосное сжатие руд и пород 100 и 180 МПа соответственно; на одноосное растяжение - 4 и 10 МПа, модули упругости 5*104 и 7*104 МПа. Порядок решения задач соответствовал порядку развития очистной выемки по годам. При этом предполагается, что в пределах расчетной области уступы карьера поставлены в конечное положение. Отсюда, основным фактором при неизменных границах расчетной области и положении уступов карьера, приводящим к изменению НДС является геометрия и параметры вновь образуемых подземных очистных пространств в пределах стыковочной зоны. Поэтому на первом этапе проведены расчеты по определению напряженно-деформированного состояния массива при отсутствии очистных выемок на гор.+600 м. Полученные данные принимались в качестве исходных, каждое НДС массива при последующем изменении геометрии отбойки соотносится с исходным напряженным состоянием, что позволяет определять параметры областей с новым НДС. Результаты расчетов приведены в картинах распределения изолиний максимального (сті) напряжения. Выбор компоненты напряженно-деформированного состояния для анализа обусловлен выбором рекомендуемого для условий рудников Хибинских месторождений критерия
прочности по максимальным действующим сжимающим напряжениям [1].
Анализ результатов, полученных на предварительном этапе расчетов, показал , что основным фактором, определяющим напряженно деформированное состояние масссива пород переходной зоны ,является действие заданных «на бесконечности» значительных тектонических усилий. НДС массива пород в окрестности карьера и подземных пространств характеризуется в этом случае действием напряжений сжатия и растяжения. Наибольшие значения Ст1 концентрируются вблизи дна карьера, достигая значений в 50-60 МПа. Общее направление ст1 на верхних уступах карьера параллельно уступам, с углами наклона - 20о-30о. С понижением отметок происходит разворот направлений ст1; так в пределах переходной зоны до отметки + 700м ст1 ориентировано на юго-восток, с глубиной ст1 вблизи западной границы стыковочной зоны практически параллельны ей и ориентированы в юго-западном направлении. Из двух других главных напряжений сжимающее по всей площади сечения, Стз - имеет небольшие значения растяжения вблизи уступов карьеров. Из трех главных деформаций е1 - сжимающее; в2 - имеет невысокие растягивающие значения вблизи уступов и дна карьера. По абсолютным значениям в2 не превышает предела прочности на отрыв и быстро убывает с глубиной.
Более интересным представляется распределение растягивающих в3 по объему пород стыковочной зоны. Вблизи уступов северо-западной части борта карьера, площадки, к которым приложены растягивающие деформации вз , имеют обратное уступам падение и субпараллельны рудной залежи. Углы наклона в3 к горизонту 10-20о. Вблизи верхних уступов карьера абсолютные значения в3 не превышают предельных значений для налегающих пород на отрыв. Наибольшие значения в3 фиксируются около нижнего уступа и дна карьера, приближаясь и даже превышая в данных областях предельно допустимые значения на отрыв для руд. Подобное распределение в3 фиксируется практически во всем объеме расчетной области и объясняется прежде
Рис. 2. Контуры камер перед обрушением борта карьера
всего действием достаточно больших значений горизонтальных тектонических напряжений. При проведении и анализе последующих расчетов указанный характер распределения напряжений принимали в качестве исходного с последующей оценкой его изменения при моделировании развития подземных горных работ.
Показнное (рис. 1) распределение изолиний ст1, при образовании двух камер разделенных целиком. Параметры целика: ширина по низу - 36м, по верху - 26м; параметры камеры по падению: по низу - 56м, по верху - 66 м, по простиранию - 18м. Из анализа картины распределения главных напряжений следует, что наиболее существенное изменение величин ст1 происходит непосредственно в окрестности вновь образованных очистных пространств. Наибольшие ст1 приурочены к острым углам сопряжений кровли камер со стенками целика и достигают 70 МПа. Отметим, что вблизи уступов карьера существенного изменения ст1 не происходит. Деформированное состояние массива пород в окрестности карьера характеризуется действием сжимающей є1 и растягивающих є2 и є3. Причем наиболее ощутимым(15-17%) является увеличение є3 в целике, вблизи нижнего уступа. Здесь абсолютные значения растягивающих є3 достаточны для реализации трещин отрыва, падение которых примерно параллельно контакту рудной залежи.
Более сложным оказывается напряженно-деформированное состояние междукамерного целика. В верхней, более узкой его части, значения ст1 достигают 60 МПа. Здесь же, вблизи южной его стенки, образуется зона растягивающих ст3 и є3, абсолютные значения которых близки или превышают в непосредственной близости к плоскостям обнажения предел прочности руд на одноосное растяжение. Отсюда следует, что наиболее интенсивно процесс трещинообразования будет проходить в узкой части целика вблизи сопряжения южной его стенки с кровлей.
Параллельно с отработкой камерных запасов на верхнем горизонте Расвумчоррского рудника (+ 600м ) производится отработка очистных секций на нижележащем горизонте (+530 м) в объемах, требуемых для
обеспечения заданной производительности рассматриваемого участка месторождения. За счет отработки секций гор. +530 м к моменту отработки камерных запасов пролет подработки консоли висячего бока увеличивается до 190 м (рис. 2). Анализируя представленные здесь данные, можно сделать следующие выводы: увеличение площади подработки в указанных пределах не приводит к существенному изменению напряженно-деформированного состояния окружающего массива пород и образованию новых, по сравнению с предыдущей ситуацией, зон концентраций; установлен монотонный рост абсолютных значений напряжений и деформаций в тех же зонах, что и ранее; в наиболее сложных условиях находятся породы вблизи сопряжения стенок целика с подошвой и с кровлей камер.
Таким образом, создание системы "камера-целик" не приводит к существенному изменению напряженно-деформиро-ванного состояния в окружающем массиве. Исключением является область массива пород целика между карьером и камерой, где отмечается рост сжимающих Ст1 и действие растягивающих напряжений ст3 и деформаций вз.
На следующей стадии отработки переходной зоны предусмотрена посекционная отбойка междукамерного целика одновременно с обрушением рудной потолочины дополнительной камеры. При разделке потолочины отбивается часть массива между ее непосредственным контуром и выработанным пространством горизонта +670 м, заполненным уплотненной сыпучей средой. В результате, часть массива борта карьера, расположенная над отработанным пространством, оказывается в состоянии консольного зависания с обнажением вкрест простирания - 280 м и по простиранию рудного тела -64 м от существующей восточной границы зоны обрушения гор. +600 м Расвумчоррского рудника. Наличие такого обнажения, фактически выходящего в карьер, должно обеспечить обрушение части борта над дополнительной камерой, что вызовет ее заполнение об-
рушенной породой и создание воронки провала.
На третьей стадии отработки запасов блока производится выемка запасов, прилегающих к воронке провала. Их отработка в пределах существующего днища со скреперной доставкой производится системой этажного обрушения с дальнейшим переходом на крупномасштабную отработку подкарьерных запасов системой подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды самоходным оборудованием.
В дальнейшем был определен порядок отработки запасов, обеспечивающий требуемую производительность участка при отработке переходной зоны. При составлении календарного графика объемов добычи руды принимались ограничения по производительности одной откаточной выработки и по количеству проводимых массовых взрывов на данном участке месторождения в течение одного года. Производительность откаточного орта принималась на уровне, не превышающем 200-250 тыс. т в год. Количество массовых взрывов на рассматриваемом участке месторождения на гор. + 600м и + 530м не превышало 4-5 взрывов в году. При определении производительности учитывался объем руды, оставляемый над днищем камер на уровне 15 м , определялся объем отбойки на каждую выработку с учетом заброса руды взрывом на ранее отработанную площадь, учитывалось количество замагазинированной руды. Результаты расчетов показали, что в течение трех лет рассматриваемый блок выходит на производительность 1.5 млн. т в год и обеспечивает ее поддержание в течение 10 лет.
Для заполнения подземного очистного пространства породой на участках выхода рудного тела в карьер предусматривается создание внутреннего отвала из вскрышных пород над переход-
ной зоной. Внутренний отвал при этом выполняет функции термоизолирующего слоя при выпуске руды под ним, что особенно важно для отработки подкарь-еных запасов в условиях длительного действия низких отрицательных температур. Для предотвращения интенсивного проникновения пород отвала в отбитую руду при ее выпуске разработана технология формирования внутреннего отвала с предварительным размещени-
ем на контакте руды с породой мощного перекрытия из снега. При этом учтена несущая нагрузка уплотненного снежного слоя, особенности его деформирования при выпуске руды и условия, обеспечивающие сохранность снега на весь период отработки участка подкарь-ерных запасов, где высота покрывающих пород недостаточна для эффективного применения высокопроизводитель-
ных систем разработки с обрушением руды и вмещающих пород.
Таким образом, предложенные технологические решения позволяют осуществить эффективную совместную отработку запасов месторождения Плато Расвумчорр открытым и подземным способом с созданием условий для перехода к крупномасштабной подземной разработке подкарьерных запасов после полного завершения открытых работ.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Управление горным давлением в тектонически напряженных массивах. Часть 1. - Апатиты, 1996, 152 с.
!Г
Демидов, Ю.Н. докіор технических наук, профессор Горною инсіиіуіа Кольскою научного центра РАН.
Аминов В.Н. — кандидат технических наук, Горного института Кольского научного центра РАН.
Енютин А.Н. — кандидат технических наук, Горного института Кольского научного центра РАН.
Семенова И.Э. — инженер-программист Горного института Кольского научного центра
У
