CC BY
49
© И.А. Мальцева, 2002
УДК 622.27
И.А. Мальцева
ОБОСНОВАНИЕ И ВЫБОР ПАРАМЕТРОВ ОТРАБОТКИ ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ ТРУБКИ «МИР»
В настоящее время алмазодобывающая отрасль страны испытывает ряд трудностей, связанных с тем, что многие запасы, доступные к отработке открытым способом, в значительной степени выработаны, поэтому в ближайшие годы могут появиться серьезные проблемы с минерально-сырьевой базой. Создание новых горнодобывающих мощностей должно идти за счет освоения подкарьерных запасов подземным способом, но их вскрытие и подготовка отстает от требуемых темпов. При этом остаются нерешенными многие технические вопросы, от которых зависит эффективность и безопасность горных работ.
Особенно остро встала эта проблема на кимберлитовой трубке «Мир», где работы на карьере прекращены, а подземные еще не начаты. Основная задача в данный момент состоит в выборе оптимальных параметров отработки под-карьерных запасов под частично затопленным карьером.
Условия проведения выработок под водоносными горизонтами регламентируются СНиП 2.06.14-85 «Защита горных выработок от подземных и поверхностных вод». Согласно этому документу при проектировании подземных объектов необходимо исходить из того, что защита горных выработок должна: предотвращать притоки воды в выработки, нарушающие условия их нормальной эксплуатации; предупреждать аварийные прорывы воды в выработки; препятствовать опасному разрушению водой горных пород, окружающих выработки.
В п. 2.4 упомянутых СНиП содержится требование осуществлять водопонижение с применением внешахтных понизительных устройств с таким расчетом, чтобы пониженный уровень подземных вод находился ниже подошвы защищаемых подземных выработок, если эти выработки не отделены водоупором от вышележащих водоносных слоев. При наличии водоупора (горных пород с коэффициентом фильтрации менее 0,001 м/сут), отделяющего толщу пород, в которых проектируются подземные выработки, должно выдерживаться следующее соотношение: у < 5 Ь,, (1)
где у - остаточный напор, отсчитываемый от кровли разделяющего слоя водоупорных пород, м; Ьа - толщина не нарушаемого при разработке разделяющего слоя водоупорных пород, м.
Соотношение (1) можно переписать в виде:
Ь, > 0,2 у. (2)
Принимая искомую величину «рудной корки» в качестве не нарушаемого при разработке слоя водоупорных пород,
получим > 10 м при у = 50 м. Значение остаточного напора «у» принято в соответствии с «Рабочим проектом сухой консервации карьера «Мир» в период строительства и эксплуатации подземного рудника», выполненным НТЦ «НО-ВОТЭК». В этом проекте толщину «рудной корки» рекомен-
дуется принять равной 15 м, с чем можно согласиться только в том случае, если она не будет прогибаться, т.к. в упомянутых СНиП речь идет о толщине не нарушаемого при разработке слое. А в данном случае слой будет прогибаться и в нем могут появиться поперечные трещины, нарушающие его целостность.
Учитывая механизм образования и развития этих трещин, исходя из установленных закономерностей и общепринятых представлений [1], можно найти предельный прогиб слоя, при котором в нем начнут образовываться сквозные водопроводящие трещины:
0,9h(s - St р)
0,5 h = ----------^ (3)
S
Максимальное значение S max проф. С.Г. Авершин [2] рекомендует определять из выражения
Smax = Cs <IL , (4)
где CS - коэффициент, зависящий от свойств горных пород, колеблется в пределах от 2 до 4; £, - максимальное горизонтальное сдвижение, определяемое из выражения
^max = a '^max , (5)
а - коэффициент, равный для большинства горных пород 0,3; L - длина изгибающейся части слоя равна длине полу-мульды сдвижения.
Приняв среднее значение CS = 3 и подставив в формулу (3) выражения (4) и (5), после небольших преобразований получим
^max
SKpL
0,4
(6)
Для приближенной оценки предельно допустимого прогиба «рудной корки» на подземном руднике «Мир», подставим в формулу (6) среднее значение екр = 0,005 и L = 32 м (половина размера малой полуоси рудного тела в плане на гор. -190 м). Расчеты показывают, что при прогибе «рудной корки» равном 0,4 м, она будет рассечена трещинами на полную толщину, т.е. в ней появятся сквозные водопроводящие трещины.
Во избежание указанной ситуации необходимо обеспечить такую закладку и порядок отработки слоев залежи, при которых сохранилась бы водонепроницаемость «рудной корки». Для того чтобы выбрать рациональные параметры разработки важно знать необходимые компрессионные свойства закладки.
Согласно [3], средняя эффективная мощность рудной залежи отрабатываемой закладкой определяется из выражения:
Мэ = m (i - А + АВ ), (7)
где А - коэффициент заполнения пространства закладкой, равный отношению объема заложенных пустот к объему
выработанного пространства; В - коэффициент усадки закладки.
В соответствии [4] величину максимального оседания можно определить по формуле:
r]max = qm ' cos а , (8)
Рис. 1. Схема восходящей отработки слоев: 1.- карьер; 2. - затопленная часть карьера; 3 - «рудная корка»; 4 - кимберлитовая трубка; 5 -
где т - высота отрабатываемого блока, X - угол падения, в рассматриваемом случае отработка ведется горизонтальными слоями, q - относительное максимальное оседание, которое для условий рудника «Мир» составляет 0,8. Откуда
^гпах = °,8Мэ .
Подставив в формулу (7) выражение (8), получим Лтах = 0,8т (1 - А + АВ). (9)
Далее найдем значение коэффициента усадки закладки для подземного рудника «Мир», при котором «рудная корка» будет водонепроницаема, для этого преобразуем выра-
жение (9) относительно В:
В = -
0,8тА
1 - А А
В =
При А=1 зависимость (10) принимает вид Лтах
0,8т Отсюда В = -
(10)
(11)
0,4
0,8 -130
, т.е. В=0,003.
При А<1 коэффициент усадки закладочного материала должен быть еще меньше. Поэтому, для того чтобы «рудная корка» была водонепроницаема, коэффициент усадки закладки должен быть не меньше 0,3%. Подобная закладка выработанного пространства уменьшит прогиб рудного целика и величину деформаций, но ее обеспечение является практически невыполнимо, т.к. требует огромных капиталовложений и технологически трудно осуществимо. В практике горного дела наиболее эффективной является твердеющая закладка, обеспечивающая коэффициент усадки закладочного материала, примерно 0,5%.
Воспользуемся формулой (6), в которой длина изгибающейся части слоя находится из выражения L = 2МС^з,
где М - мощность междупластья (расстояние по нормали от горной выработки до рассматриваемого слоя); у3 - угол полных сдвижений, равный для большинства месторождений полезных ископаемых 550.
Подставив полученное значение L в формулу (6) найдем необходимую мощность «рудной корки» при коэффициенте допустимой усадки закладки равном 0,5%:
0 285
М = ^Шах— (12)
£кр
где М - мощность целика между затопленным карьером и подземными работами, м; Т]тах - величина максимального
кр
оседания или прогиб целика («рудной коркой»), м; £
относительная деформация, при которой горные породы целика теряет сплошность. Получим, что необходимая мощность «рудной корки» составит 37м. Для того чтобы уменьшить эту величину, необходимо подобрать такой закладочный материал и такую технологию закладки, при которых это станет возможно и обеспечит безопасность ведения горных работ.
Очевидно, что при выбранных параметрах отработки подкарьерных запасов необходимо применение горных мер защиты, одной из которых, является выбор рационального порядка отработки слоев залежи. Так при нисходящей отработке слоев и закладке выработанного пространства происходит накопление оседаний целика между открытыми и подземными разработками за счет уплотнения закладочного материала и неполноты закладки. В этом случае прогиб «рудной корки» получается максимальным, что может привести к ее деформированию. С учетом этого в качестве системы разработки, способной обеспечить безопасность и эффективность отработки подкарьерных запасов, предлагается система восходящей слоевой выемки с закладкой выработанного пространства. Поскольку при восходящем порядке отработки слоев происходит дозакладка образовавшихся полостей и оседания не накапливаются, в результате чего прогиб «рудной корки» будет минимальным (рис. 1).
Избежать нарушения сплошности «рудной корки» и прорыва воды в выработки возможно также путем применения таких параметров и такого порядка ведения горных работ, при которых происходит взаимная компенсация деформаций разных знаков. На указанном принципе основано одно из наиболее эффективных горных мероприятий - метод гармонической отработки пластов (слоев) [5]. Применение данного метода при открыто-подземном способе разработки месторождения возможно там, где подземные горизонты отрабатываются несколькими слоями. Суть гармонического метода отработки состоит в том, что осуществляется такая по очередности и положению горных работ в слоях очистная выемка, при которой на участке «рудной корки» не происходит суммирования однозначных деформаций, а наоборот, взаимная компенсация деформаций разного знака. Схема применения данного метода показана на рис. 2.
Однако подобная компенсация эффективна только в тех случаях, когда применяются такие способы управления гео-механическими процессами, при которых возникающие деформации не превышают предельных значений. В противном случае гармоническая отработка может привести к разрушению слоя, что происходим следующим образом.
В результате отработки первого слоя происходит прогиб рудного целика и в нем появляются растягивающие напря-
жения, при этом местоположение их максимальных значений совпадает с местоположением точек, имеющих максимальную кривизну. При определенной величине прогиба растягивающие напряжения могут достигнуть предела прочности породы на разрыв, и на верхней и нижней по-
Рис. 2. Схема гармонической отработки слоев: 1. - горизонтальные
деформации от 1 слоя^ 2 - горизонтальные деформации от 2 слоя; 3 -суммарные горизонтальные деформации от слоев 1 и 2.
Рис. 3. Схема образования трещин в слое при его подработке: а) первое появление трещин в изгибающемся слое; б) развитие трещин в этом слое; в) образование новых трещин в изгибающимся слое при отработке следующих слоев; г) разрушение слоя при знакопеременных деформациях
Рис. 4. Схема проведения измерений с помощью магнитогерконово-го датчика: 1. - скважина; 2 - магнитогерконовый датчик; 3 - репе-ры;4. - полихлорвиниловая труба; 5. - выработка
верхностях целика начнут появляться поперечные трещины (рис. 3, а), глубина которых зависит от величины прогиба и размеров прогибающейся части целика. По мере развития горных работ, ведущих к увеличению пролета прогибающейся части целика, меняется величина раскрытия и глубина образовавшихся ранее трещин и появляются новые трещины. Отработка следующего слоя вызовет изменение их местоположения в целике (рис. 3, б) и приведет к росту глубины трещин.
И в этом случае, если на верхней и нижней поверхностях целика начинает меняться знак деформаций, т.е. положительная кривизна (выпуклость) меняется на отрицательную кривизну (вогнутость) и сжимающие напряжения меняются на растягивающие, происходит полная взаимная компенсация деформаций разных знаков. Суммарная глубина трещин на участках знакопеременных деформаций будет равна сумме глубин трещин, идущих от верхней и нижней поверхностей целика. Если глубина каждой из слагаемых трещин окажется больше половины толщины, то последний будет рассечен на всю толщину (рис. 3, г). И хотя предыдущие трещины в слое к этому времени частично закроются, сплошность его будет полностью нарушена, поскольку сжатие слоя не восстанавливает его целостности.
Выбор рациональных параметров зависит от того, насколько точно мы можем оценить геомеханическое состояние породного массива, изменение которого под влиянием горных работ, иногда приводит к корректировке выбранных величин на всех стадиях выполнения работ.
Оценка геомеханического состояния производится на основании измерений на наблюдательных станциях, расположенных на земной поверхности и в горных выработках. Наблюдения на которых, производятся по профильным линиям, состоящим из системы реперов. По наблюдательным реперам измеряют вертикальные и горизонтальные перемещения земной поверхности и конструктивных элементов разработки.
В условиях комбинированной отработки также целесообразным является проведение инструментальных наблюдений за изменение геомеханического состояния нижней части целика между открытыми и подземными разработками.
Для установления характера расслоения пород целика и контроля за динамикой развития деформационных процессов, целесообразно в нижней части целика пробурить горизонтальную скважину и заложить в ней несколько глубинных реперов (рис. 4). Пробуренная скважина обсаживается полихлорвиниловыми трубами, с внешней стороны которой располагают реперы, в виде металлических обрезков труб.
Местоположение глубинных реперов определяют с помощью перемещаемого по скважине магнитогерконового датчика. При прохождении датчика около репера происходит размыкание и замыкание контактов геркона (герметичного магнитоуправляемого контакта) [6]. При этом около всех реперов фиксируется по четыре точки, соответствующие границам зон размыкания и замыкания геркона при нахождении его в зоне влияния репера. Расстояние до каждой из таких точек от условной точки на земной поверхности, положение которой остается неизменным на протяжении всех наблюдений, измеряется с помощью мерной ленты.
Этот метод позволяет обнаружить местоположение растягивающих или сжимающих напряжений, появляющихся в результате прогиба рудного целика. Для точной оценки состояния «рудного целика» необходимо знать величину пол-
ного вектора сдвижения, т.е. его горизонтальную и вертикальную составляющие, т.к только полноценные наблюдения позволят контролировать состояние целика и своевременно принимать профилактические и защитные меры. Величину вертикальных смещений позволяют получить инк-линометрические измерения, производимые в той же скважине.
Таким образом, рассмотренный механизм деформирования породного массива в сочетании с приведенным методом наблюдений позволяет надежно оценить изменение геоме-ханического состояния нижней части целика между открытыми и подземными разработками, контролировать состояние массива и своевременно разрабатывать профилактические и защитные меры тем самым, обеспечивая эффективную и безопасную отработку.
------------- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Айруни А.Т., Иофис МА., Зенко-вич Л.М. Научные основы газопроницаемости горных массивов при изменяющихся фильтрационных параметрах. В кн.: Прогноз и предотвращение газопроявлений при подземной разработке полезных ископаемых. М., ИПКОН РАН, 1982.
2. Авершин С.Г. Сдвижение горных
пород при подземных разработках. М., Уг-летехиздат, 1947.
3. Кузнецов МА., Акимов А.Г., Кузьмин В.И. Сдвижение горных пород на рудных месторождениях. - М.: Недра, 1971.
4. Турчанинов И.А., Иофис М.А., Каспарьян Э.В. Основы механики горных пород. - Л.: Недра, 1989.
5. Иофис М.А. Научные основы управления деформационными процессами при разработке полезных ископаемых. М., 1984.
6. Методические указания по новому методу измерения смещения горных пород в массиве. Л., 1972. (ВНИМИ).
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Мальцева Ирина Александровна - аспирантка ИПКОН РАН.
