Разработка подземной геотехнологии освоения мощных пологопадающих залежей со сплошной выемкой камерами с наклонными стенками с твердеющей закладкой тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 25.00.22, кандидат наук ГАШИМОВА Залина Алиевна

• ГАШИМОВА Залина Алиевна
• кандидат наук
• 2021

Оглавление диссертации кандидат наук ГАШИМОВА Залина Алиевна

Введение

1. СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА, ПОСТАНОВКА ЗАДАЧ ИССЛЕДОВАНИЙ

1.1. Горно-геологическая характеристика объекта исследования

1.2. Практика управления состоянием рудовмещающего массива закладкой выработанного пространства

1.3. Опыт создания искусственных массивов из твердеющих смесей

1.4. Опыт управления устойчивостью искусственных массивов

1.5. Цель, задачи и методы исследований

2. ОБОСНОВАНИЕ ГЕОТЕХНОЛОГИИ С КАМЕРНОЙ ВЫЕМКОЙ И ЗАКЛАДКОЙ

ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА НА ОСНОВЕ ОЦЕНКИ

2.1. Исследование структурных особенностей строения массива месторождения

2.2. Оценка прочностных и деформационных характеристик массива горных пород Талнахского месторождения

2.3. Исследование параметров природного поля напряжений в массиве Талнахского месторождения

2.4. Прогнозная оценка напряженного состояния массива горных пород различных этапах отработки богатых руд залежи Ю-1

2.5. Обоснование технологии отработки месторождения сплошной камерной выемкой с закладкой выработанного пространства

Выводы по 2 главе

3. ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ СПЛОШНОЙ КАМЕРНОЙ СИСТЕМЫ

РАЗРАБОТКИ РУДЫ НА КОНТАКТЕ С ЗАКЛАДОЧНЫМ МАССИВОМ

3.1. Исследование устойчивости очистных камер и закладочного массива

3.2. Определение параметров разубоживания руды закладкой в зависимости конструктивных параметров камер

3.3. Управление устойчивостью призабойного массива наклоном бортов очистных камер

3.4. Параметры допустимого пролета обнажений боковых стенок наклонных камер

3.5. Исследование воздействия взрывной волны на устойчивость массива

Выводы по 3 главе

4. ВЫБОР ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ МОЩНЫХ ПОЛОГОПАДАЮЩИХ ЗАЛЕЖЕЙ ЦЕННЫХ РУД И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РЕЗУЛЬТАТОВ ИССЛЕДОВАНИЙ

4.1. Технология со сплошной выемкой камерами с наклоном стенок на закладочный массив и контурным взрыванием скважин

4.2. Технология с наклоном стенок камер и разнопрочной закладкой

4.3. Оценка экономической эффективности использования технологических рекомендаций

Выводы по 4 главе

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Список использованной литературы

110

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Разработка подземной геотехнологии освоения мощных пологопадающих залежей со сплошной выемкой камерами с наклонными стенками с твердеющей закладкой»

Введение

Актуальность работы. Основу сырьевой базы горно-металлургической компании Норильский никель составляют месторождения сульфидных медно-никелевых руд Талнахского рудного узла. Значительная ценность сульфидных руд, необходимость сохранения для последующей отработки массива вышележащих вкрапленных и медистых руд, значительная нарушенность пород обусловливают выбор технологии отработки запасов системами с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями.

Для подземной отработки запасов Талнахского рудного узла применяют слоевые и камерные системы разработки с закладкой выработанного пространства. Одним из недостатков применяемых систем является повышенное разубоживание отбиваемой руды закладочным материалом. Основной причиной прихвата закладки при камерных системах разработки является сейсмическое разрушение закладочного массива при буровзрывной отбойке ввиду недостаточной прочности закладочного массива и его расслоения. На практике доля закладочного материала в общем объёме разубоживающей массы достигает 6-9%. Повышенное разубоживание закладочным материалом приводит к увеличению себестоимости закладки и снижению извлечения полезных компонентов при обогащении. Поэтому разработка рациональной технологии выемки запасов руды на контакте с закладочным массивом, позволяющей повысить полноту выемки полезного ископаемого и снизить разубоживание руды закладочным материалом, является важной и актуальной задачей.

Цель работы - повышение полноты отработки пологопадающих залежей ценных руд и снижение разубоживания руды на основе разработки подземной геотехнологии со сплошной выемкой руды камерами с наклонными стенками и твердеющей закладкой.

Идея работы - повышение показателей качества и полноты извлечения руды из недр при отработке мощных пологопадающих месторождений сплошными камерными системами разработки с твердеющей закладкой достигается формированием наклонных стенок очистных камер с уклоном на

закладочный массив с использованием контурного взрывания скважин, при этом угол наклона бокового контура камеры определяется устойчивыми параметрами обнажения рудного и закладочного массивов.

Задачи исследования:

- анализ современного состояния технологии отработки мощных пологопадающих залежей ценных руд на больших глубинах в мировой и отечественной горнорудной практике;

- выявление закономерностей напряженно-деформированного состояния рудовмещающего и твердеющего закладочного массивов при извлечении запасов камерной системой разработки со сплошной выемкой;

- исследование параметров буровзрывных работ при отбойке руд на границе руда-закладка при камерных системах разработки с твердеющей закладкой выработанного пространства;

- разработка эффективных технологических решений для выемки запасов руд на контакте с закладочным массивом, позволяющих повысить полноту выемки полезного ископаемого и снизить разубоживание руды закладочным материалом;

- технико-экономическая оценка и обоснование предложенных технологических решений.

Предмет исследования - технология подземной добычи руд со сплошной камерной системой разработки с закладкой выработанного пространства.

Методы исследования. Для достижения поставленной цели использован комплексный метод исследований, в том числе: анализ и обобщение опыта подземной отработки мощных пологопадающих месторождений на отечественных и зарубежных рудниках, оценка напряженно-деформированного состояния массива горных пород методом разгрузки и дискования керна, физическое моделирование на эквивалентных материалах, натурные исследования свойств закладочного массива, опытно-промышленные испытания, статистическая обработка результатов.

Положения, защищаемые в работе:

1. Технологии отработки мощных пологопадающих залежей ценных руд камерными системами разработки с закладкой выработанного пространства позволяют путем формирования угла наклона камер в сторону закладочного массива и контурным взрыванием скважин регулировать величину пригрузки на закладочный массив и обеспечивать его устойчивость действующим статическим и силовым нагрузкам.

2. При отработке мощных пологопадающих залежей в сплошном порядке камерными системами разработки формирование наклонных стенок по контакту с закладочным массивом с углом наклона в сторону выработанного пространства от вертикали 5 до 25 градусов обеспечивает снижение разубоживания руды закладкой на 2,7 - 4,6% по сравнению с вертикальными стенками, за счет снижения максимальных сжимающих напряжений на стенки камеры в 1,36 - 1,61 раза. Угол наклона стенок камер на контакте с закладочным массивом зависит от величины горизонтальной составляющей природного поля напряжений в направлении, перпендикулярном обнажению камер, от длины и высоты камеры и мощности единовременно отбиваемого слоя.

3. Величина разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки со сплошной выемкой и наклонными стенками камер зависит от нормативной прочности закладочного массива и коррелирует с углом наклона стенок, высотой и длиной камер по уравнению полиномиальной регрессии.

Научная новизна работы:

1. Обоснован способ и параметры формирования массива из твердеющей смеси, заключающийся в возведении в выработанном пространстве в сплошном порядке наклонных камер под углом наклона, обеспечивающим устойчивость несущих элементов закладочного массива действующим нагрузкам, и использованием контурного взрывания скважин для точного оконтуривания камеры по плоскости рудной стенки и снижения разрушающего действия взрыва на искусственный массив.

2. Закономерности формирования искусственного массива наклонными стенками при применении сплошной камерной системы разработки, включающие полиномиальные зависимости влияния параметров камеры на величину разубоживания руды закладкой Дя = -0,027 + 0,0826Нк + 0,153 Мо + 0,00894НкМо (где Нк - высота камеры, м; Мо - мощность отбиваемого слоя, м), Яб = -2,215 - 0,17875Нк + 0,04375р + 0,00356Я£р (где Нк - высота камеры, м; Р- угол наклона стенок камеры, град).

3. Установлена зависимость устойчивых размеров стенок камер от угла их наклона Нк = К1 + К2 /Ьк — К1 (где Нк и Ьк - высота и длина камеры; Ои К 2- коэффициенты, зависящие от нормативной прочности закладочного массива и угла наклона стенок камеры).

Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечиваются представительностью и надежностью исходных данных, сопоставимостью результатов теоретических, экспериментальных и опытно-промышленных исследований, обработанных методами математической статистики, их качественной и количественной сходимостью с практикой подземной разработки мощных пологопадающих месторождений системами разработки с закладкой выработанного пространства и результатами других работ.

Практическая значимость работы: заключается в разработке практических рекомендаций по технологии подземной разработки мощных пологопадающих месторождений ценных руд для повышение полноты отработки и снижения разубоживания руды - за счет применения сплошной камерной выемки с наклонными стенками и твердеющей закладкой, используемого при проектировании и производстве горных работ, в частности, на подземных рудниках Заполярного филиала ПАО «ГМК «Норильский никель».

Реализация работы. Основные научные положения и практические рекомендации, изложенные в диссертационной работе, использованы при подготовке и реализации проектов отработки месторождений Талнахского рудного узла Заполярного филиала ПАО «ГМК «Норильский никель». Методы

обоснования параметров подземной геотехнологии отработки мощных пологопадающих залежей использованы в учебном процессе в ФГБОУ ВО «Северо-Кавказский горно-металлургический институт (государственный технологический университет)» для студентов специальности 21.05.04 «Горное дело», при изучении курсов «Подземная геотехнология» и «Проектирование горных предприятий».

Личный вклад соискателя заключается состоит в анализе и обобщении современного состояния технологии отработки мощных пологопадающих залежей ценных руд на больших глубинах в мировой и отечественной горнорудной практик, выборе цели и постановке задач исследования, проведении экспериментально-аналитических и натурных исследований, обосновании методики расчета параметров и разработке технологических рекомендаций, обобщении результатов исследований, расчете технико-экономических показателей, формулировании выводов и подготовке 11 публикаций по выполненной работе.

Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались и обсуждались на VII Международной конференции «Устойчивое развитие горных территорий в условиях глобальных изменений» (Владикавказ, 2010г.), Международной научно-практической конференции «Техгормет - 21 век» (Санкт-Петербург, 2010г.), Международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, 2010-2017гг.), IV Всероссийской научно-практической конференции «Устойчивое развитие территорий» (Уфа, 2012), Международной научной конференции «Информационные технологии и системы в науке, практике и образовании» (Владикавказ, 2013), VIII Всероссийской научно-практической конференции «Геология и минерально-сырьевые ресурсы Северо-Востока России» (Якутск, 2018г.), IX международной научной конференции «Горные территории: приоритетные направления развития» (Владикавказ, 2019г.), ежегодных научно-технических конференциях СКГМИ (ГТУ) (Владикавказ, 20072020гг.).

Публикации. По теме диссертации опубликовано 11 печатных работ, из них 4 в рецензируемых изданиях, включенных в перечень ВАК РФ.

Объем и структура работы. Диссертационная работа состоит из введения, 4 глав и заключения, изложенных на 122 с. машинописного текста, содержит 57 рис., 25 табл., список использованной литературы из 124 наименования.

1. СОСТОЯНИЕ ВОПРОСА, ПОСТАНОВКА ЗАДАЧ ИССЛЕДОВАНИЙ 1.1. Горно-геологическая характеристика объекта исследования

Талнахский рудный узел расположен в Норильском промышленном районе и включает медно-никелевые месторождения «Октябрьское» и «Талнахское», расположенные на северо-западной окраине Сибирской платформы, в пределах которых в начале 60-х годов прошлого века были открыты многочисленные рудные тела богатых, медистых и вкрапленных руд (Рисунок 1.1) [7,9,13].

Рисунок 1.1 - Схема Талнахского рудного узла

Медно-никелевое месторождение «Октябрьское», расположенно к западу от Норильско-Хараелахского разлома. Месторождение «Талнахское», охватывает зону Норильско-Хараелахского разлома и его восточное крыло. Структурные элементы Норильско-Хараелахского разлома определяют большое количество тектонических нарушений различных порядков (Таблица 1.1) [3,4,16].

Таблица 1.1

Характеристика тектонических нарушений Талнахского рудного узла [50]

Порядок Масштабность проявления Амплитуда смещения Протяженность в плане

абсолютная, м относительная, доля, Мрт абсолютная, м относительная, доля, Lpt

I Тектоника месторождения в целом >20 >1 >3000 >3

II Тектоника частей месторождения не пересекает нарушения первого порядка 10-20 0,5-1 100-3000 0,2-3

III Тектоника участков поля рудника не пересекает нарушения первого и второго порядков 2-10 0,1-0,5 25-100 0,05-0,2

IV Тектоника участков рудника не пересекает нарушения первого, второго и третьего порядков <2 <0,1 <25 <0,05

Примечание - МРТ - средняя мощность залежи; LpT - средняя протяженность залежи в плане.

Тектонические нарушения обусловливают в свою очередь блочное строение района, что придает массивам свойства дискретной среды. Массив сложен блоками по меньшей мере четырех порядков с различными размерами, геометрией и сцеплением по границам разрывов. Блочное строение массива приводит к существенно меньшим их деформациям до достижения предельных деформаций под воздействием тектонических сил, а затем к более интенсивному разрушению с образованием еще более мелких блоков. Схемы наиболее часто встречающихся тектонических нарушений представлены на рисунке 1.2. Наиболее распространены следующие, расположенные в порядке убывания распространенности: I - сонаправленные взбросы; II - разнонаправленные взбросы; III - разнонаправленные сбросы; IV - сонаправленные сбросы; V -разнонаправленные сброс и взброс.

Рисунок 1.2. Схемы наиболее часто встречающихся тектонических нарушений

Тектонические блоки в сплошных сульфидных рудах имеют различные размеры и вытянуты чаще всего в субмеридиональном направлении (Таблица 1.2) [50].

Таблица 1.2.

Параметры тектонических блоков в сплошных сульфидных рудах

№ п.п. Наименование параметра Восточное поле

1 Протяженность тектонического блока по простиранию, м 70 - 200 50

2 Ширина блока вкрест простирания, м 8 - 60 20

3 Угол падения тектонических нарушений, м 50 - 85 70

4 Амплитуда смещения по тектоническим нарушениям, м 2 - 40 8

5 Угол встречи тектонических нарушений с осью очистных лент в плане, град. 5 - 47 25

Сульфидное оруденение пространственно и генетически связано с крупной дифференцированной интрузией габбро-долеритов и представлено тремя промышленными типами руд: сплошными; вкрапленными и прожилково-вкрапленными в породах интрузии; вкрапленными и прожилково-вкрапленными в породах, вмещающих интрузию.

В качестве объекта исследования выбрана технология отработки медно-никелевых руд на руднике «Комсомольский» Заполярного филиала ПАО «ГМК «Норильский никель» камерными системами разработки с закладкой выработанного пространства (Рисунок 1.3).

Рисунок 1.3 - Расположение рудных залежей в поле рудника.

Рудник «Комсомольский ведет подземную разработку Октябрьского и Талнахского месторождений с 1971 года. Годовой объем добычи руды на руднике составляет 3,8 млн т. Поле рудника «Комсомольский» охватывает часть

Талнахского рудного узла. Норильско-Хараелахский глубинный разлом с оперяющими его сбросами делит рудное поле на два района: Северо-западный и Северо-восточный [94].

Сплошные богатые руды на этих шахтах образуют несколько пологопадающих линзо- и пластообразных залежей мощностью до 35-40 м. На шахте «Запад» разрабатываются залежи Октябрьского месторождения сплошных богатых руд: Северная первая и Южная основная. Глубина участков отрабатываемой залежи - 650-800 м, средняя мощность рудной залежи - 15 м.

На шахте «Восток» рудника «Комсомольский» разрабатываются залежи Талнахского месторождения сплошных руд: Центральная основная и Южная первая, имеющие северо-северо-западное падение под углом до 15-20° и вытянутые на 1100-1200 м. Глубина участка отрабатываемой залежи «Центральная основная» - 700-750 м с юга на север, средняя мощность рудной залежи - 20-25 м и разрабатывается на гор. -580 м (Рисунок 1.4).

Рисунок 1.4. Модель рудной залежи «Центральная основная» Залежь «Южная основная» в основном дорабатывается. Она расширена в центральной части до 550-600 м, расположена с западной стороны и в центре на глубине 550 м, а с восточной - на глубине более 700 м и разрабатывается на гор. -470 м. Глубина участка отрабатываемой залежи «Южная первая» - 560 м, средняя

мощность рудной залежи - 15 м (Рисунок 1.5).

Рисунок 1.5. Модель рудной залежи «Южная первая» Прочностные и деформационные свойства руд и пород, определенные на образцах в лабораторных условиях, представлены в таблице 1.3 [78].

Таблица 1.3

Прочностные и деформационные свойства руд и пород [78]

№ п/п Наименование руды или породы Прочность при сжатии, асж МПа, от - до среднее Прочность при растяжении, ар, МПа Модуль упругости, Е*10-4, МПа, от " до среднее Коэффициент Пуассона, Ц

1 2 3 4 5 6

1 Скарн 84 -12 105 6 - -

2 Мрамор 49 -100 80 8 - -

3 Роговик 90 -170 130 - 6,3 0,21

4 Габбро-долерит такситовый 59 - 270 120 6 1,2 -11,0 8,1 0,22

5 Халькопирит-пирротиновая руда 70 -180 120 4 2,7 - 8,2 5,4 0,22

6 Моихукитовая руда 50 -120 80 2 3,3 - 6,6 4,8 0,30

7 Кубанит-моихукитовая руда 70 -180 120 4 4,9 - 8,2 5,5 0,19

Из сплошных руд наибольшей прочностью при сжатии обладают халько-пирит-пирротиновые руды, а наименьшей - моихукитовые.

Прочность руд и пород уменьшается в 1,5-2,5 раза на контактах петрографических разностей. Значения коэффициента структурного ослабления представлены в таблице 1.4.

Таблица 1.4

Значения коэффициента структурного ослабления массива при сжатии,

в зависимости от угла падения трещин

Число трещин на 1 п.м Угол падения трещин, а, градус

0-20 20-30 30-50

<4 0,50-0,60 0,35-0,50 0,30-0,35

4-10 0,35-0,40 0,30-0,35 0,25-0,30

10-20 0,30-0,35 0,25-0,30 0,20-0,25

>20 0,25-0,30 0,20-0,25 0,10-0,20

Кроме основной тектонической структуры, какой является Норильско-Хараелахский разлом, в пределах горного отвода рудника интенсивно развита система оперяющих его разрывных нарушений более низкого порядка, что значительно осложняет морфологию рудных залежей и ухудшает горногеологические условия ведения горных работ. Блочное строение массива приводит к существенно меньшим их деформациям до достижения предельных деформаций под воздействием тектонических сил, а затем к более интенсивному разрушению с образованием еще более мелких блоков.

1.2. Практика управления состоянием рудовмещающего массива закладкой выработанного пространства

Технологии с погашением выработанного пространства твердеющей закладкой используются при разработке месторождений Горевского [1], Гайского [20,52], Коробковского [85], Риддерского [68], Высокогорского [56], Стрельцовского [75], Тишинского [17], Зыряновского [114], Талнахского [23,89], Октябрьского [26,110], Учалинского месторождений [30,100], на рудниках Орловский (Казахстан) [8,74], Коминтерна (Украина) [109], Косано (Япония)

[121], Оутокумпу (Финляндия) [96], Китунга (Ангола) [120], Беркли (США) [112], Кригджин (Великобритания) [122], Маунт-Айза (Австралия) [124], залегающих в сложных горно-геологических и горно-технических условиях. Применение систем разработки с закладкой выработанного пространства связано, прежде всего, с устойчивостью и параметрами напряженно-деформированного состояния массива горных пород, необходимостью сохранения земной поверхности, обеспечением высоких показателей качества и полноты извлечения руды из недр и ценностью добываемых руд.

Технологии с закладкой выработанного пространства являются средством перераспределения напряжений в подработанном массиве. Закладка заменяет целики и улучшает управление состоянием рудовмещающего массива, в том числе находящегося в стадии развитой разработки. При отработке запасов богатых руд используют литой, инъекционный, гидрозакладочный, полураздельный способы возведения закладочного массива. Используют одновременную с выемкой руды и последующую закладку.

Вопрос отработки месторождения путем заполнения выработанного пространства твердеющей закладкой сводится к решению геомеханической задачи для каждого конкретного способа. Применение систем со сплошной монолитной закладкой обеспечивает устойчивость выработанного пространства без оставления целиков между смежными камерами.

На руднике «Скалистый» [2,28] для отработки богатых и медистых руд предусматривается применение систем разработки с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями:

- слоевая с восходящим порядком выемки слоев со сплошным порядком отработки лент и сооружением защитного слоя по верхнему контакту рудного тела (Рисунок 1.6);

- подэтажно-камерная сооружением защитного слоя по верхнему контакту рудного тела и со сплошным порядком отработки камер (Рисунок 1.7).

Рисунок 1.6 - Вариант слоевой системы разработки

Рисунок 1.7 - Вариант подэтажно-камерной системы разработки На первоочередном участке производства работ в пределах панелей 4,6 залегают богатая и «медистая» руды Северной - первой залежи. Большая часть массива сплошной богатой руды имеет среднюю устойчивость, слабоустойчивая богатая руда вскрывается вдоль тектонических нарушений и на контактах пород. На участке первоочередной отработки развиты тектонические нарушения с амплитудой смещения до 5 м и сдвиги, которые определяют блоковое строение рудного тела. В основном, они субпараллельны НХР, либо ориентированы к нему под острым углом. Контакты ослабленные.

Опережение фронта очистных работ в плане, на флангах, в пределах панелей 4, 6 не превышает 24 м. Ширину выемочных лент принимают равной не более 6-8м. Отбойку верхнего слоя руды в лентах осуществляют циклично, с помощью горизонтальных шпуров. При обуривании верхнего слоя руды

восходящими шпурами отбойку производят таким образом, чтобы после взрыва налегающие породы вскрывались не более чем на 24 м длины очистной выработки. После каждого цикла отбойки вскрываемые породы кровли крепят железобетонными штангами.

Защищают зону очистных работ от опорных нагрузок путем опережающей выемки сплошного защитного слоя по верхнему контакту рудного тела или путем бурения в краевую часть массива горных пород рядов сближенных разгрузочных скважин. Сплошной защитный слой сооружают проходкой и закладкой разрезных штреков [29].

Слоевая выемка в полной мере отвечает сложной геомеханической характеристике месторождения, но отличатся высокой трудоемкостью и не обеспечивает нужных темпов освоения производственной мощности. Высокая стоимость вяжущих и инертных заполнителей для приготовления твердеющей закладки, разубоживание руды закладкой и низкая интенсивность очистных работ не способствуют снижению затрат и наращиванию объемов добычи руд при использовании слоевых систем разработки с закладкой выработанного пространства.

Наблюдениями за сдвижением земной поверхности на одном из рудников [57,106] отрабатывающем свиту крутопадающих рудных тел мощностью до 60 м этажно-камерными системами с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями (Рисунок 1.8), где вмещающие породы представлены прочными, неслоистыми, но трещиноватыми породами, сдвижений земной поверхности со стороны висячего бока не зафиксировано при максимальных размерах сплошных выработанных пространств до 150 м по простиранию и до 100 м по падению. Максимальные перемещения в толще висячего бока не превысили 15 мм. Подпор закладкой вмещающих пород создает в них объемное напряженное состояние, с возрастанием их прочностных и деформационные характеристик. В связи с этим увеличиваются размеры выработанного пространства, при которых напряжения в закладочном массиве достигают исходного уровня напряжений, существовавшего до начала горных работ в

нетронутом массиве.

Рисунок 1.8 - Вариант применения закладки при разработке крутопадающих месторождений: 1 - откаточный штрек; 2 - откаточный орт с заездами для погрузки руды; 3 - вентиляционный штрек; 4 - буровые орты; 5 - подсечная выработка

Для восприятия нагрузки закладочным массивом должны восстановиться нормальная к плоскости падения рудного тела составляющая напряжений, большая часть которой - реактивная составляющая от деформирования массива в вертикальном направлении или является остаточным тектоническим напряжением. Породы висячего блока перемещаются за счет нормальной к рудному телу составляющей вертикальных напряжений (ан=а2 cos2 (90°-а)), где а2 -вертикальная составляющая напряжений, а - угол падения рудного тела, или за счет продольного (прогиба) изгиба слоев при а~90°. Если массив расположен вблизи земной поверхности, где az = у весьма мала, перемещения висячего бока настолько малы, что деформации не достигают критических величин. Небольшой подпор порядка нескольких килопаскалей, который обеспечивает твердеющая закладка, будет достаточен для удержания в равновесии пород висячего бока. Проверка устойчивости закладочного массива показала, что закладочная смесь прочностью 6,5 МПа обеспечит устойчивость массива к сдвигающим нагрузкам.

На многих рудниках разубоживание руды закладочными материалами приводит к резкому ухудшению извлечения металлов при обогащении - каждый процент разубоживания твердеющей закладкой равноценен 0,7-1% снижения извлечения металлов при обогащении. В некоторых случаях применение закладки на 25-30% и более снижает интенсивность отработки месторождений.

Для снижения себестоимости и повышения интенсивности закладочных работ при отработке Северного [19] и Зыряновского месторождений [17] закладочный массив формируют путем комбинации породной и твердеющей закладки.

При отработке Зыряновского месторождения [17,50] (Рисунок 1.9), камеры после отработки закладывают бетоном, а междукамерные целики сухой породой. Междуэтажные целики отрабатывают системой горизонтальных слоев с бетонной закладкой.

Рисунок 1.9 - Вариант системы разработки на Зыряновском руднике

Деформация пород началась здесь с оседания кровли камер. По мере увеличения удельной нагрузки деформация потолочин камер продолжается с образованием разломов и свода обрушения. Вместе с тем интенсивно развиваются деформации пород вышележащей толщи. В междукамерных целиках

образуются линзовидные сколы по стенкам. Сухая порода, которой заполняют пространство после выемки целиков, не обладает необходимой несущей способностью из-за ее усадки.

Комбинированные способы управления устойчивостью рудовмещающего массива применяют на предприятиях с высоким уровнем инженерного обеспечения. Основу комбинации представляет твердеющая закладка, которая представляет возможность создания искусственных сооружений в массиве с различной прочностью. Разнопрочность закладки, легко регулируемая в процессе приготовления, является признаком, который отличается от иных способов реализации комбинированных систем разработки.

Список литературы диссертационного исследования кандидат наук ГАШИМОВА Залина Алиевна, 2021 год

- V

10

20

30 40 50

Растояние,м

♦о.

60

70

80

Рисунок 2.9 - Результаты измерений исходных напряжений в рудном массиве с разведочного орта №8

Рисунок 2.10 - Расположение измерительных скважин в разведочном орте №6

Рисунок 2.11 - Результаты измерений исходных напряжений с разведочного орта №6

Рисунок 2.12 - Расположение измерительных скважин в вентиляционно-закладочном штреке

40 30

я

1 20 е

10 0

0123456789 10

Скважины

-*-о2 -"-ох -*-оу

Рисунок 2.13 - Результаты измерений исходных напряжений над зоной очистных работ

Исследования напряженно-деформированного состояния массива горных пород позволили разделить запасы в пределах шахтного поля на три вида напряженного состояния тектонических блоков. Первый участок характеризуется пониженным по сравнению с уН уровнем действующей нагрузки, т.е. наблюдается эффект разгрузки за счет повышенной деформируемости пород, вызванной наложением зон влияния тектонических разрывов, с шириной структурного блока:

В < 2(Ь\ + Ь\), м (2.4)

где В - ширина структурного блока, м; и Ь2° - ширина зон влияния блокообразующих дизъюнктивов, м.

В этих условиях проведение горных выработок осуществляется в обстановке обрушений горных пород при обнажении.

Для второго участка характерно наличие области напряжений, значительно превышающих по величине уН, с шириной структурного блока:

В=^1°+^2°, м (2.5)

Третий участок характеризуется наличием двух областей повышенных напряжений, расположенных на периферийных частях структурного блока, а в

центральной части уровень напряжений соизмерим с уН, с шириной структурного блока:

В=0,5(^10+^20), м (2.6)

Таким образом, установлено, что поле напряжений, действующих в массиве блочного строения, является неоднородным. Интенсивность нагрузок и характер их распределения определяется параметрами тектонических блоков и элементами залегания блокообразующих, разрывных тектонических нарушений.

2.4. Прогнозная оценка напряженного состояния массива горных пород различных этапах отработки богатых руд залежи Ю-1

Для оценки проектных решений была проведена прогнозная оценка напряженного состояния залежи для различных этапов отработки богатых руд залежи Ю-1. Установлено, что при принятом порядке ее отработки с опережением горных работ в восточной части на две ленты создается устойчивое поле напряжений впереди фронта горных работ. Концентрация напряжений в области сопряжения двух фронтов в безрудной зоне достигает ау/уН=1.8. Необходимость сохранения выработок под этим целиком на весь срок отработки участка потребует больших затрат поддержание их в эксплуатационном состоянии.

По мере увеличения площади выработанного пространства при отработке залежи Ю-1 ширина зоны повышенного горного давления ау/уН > 1.2 практически не меняется и остается на уровне 27 м - 29 м. Этого и следовало ожидать, поскольку не происходило увеличения размера выработанного пространства в широтном направлении (Рисунок 2.14).

Следовательно, при принятом порядке отработки на рассмотренном этапе ведения горных работ геомеханическая ситуация практически не меняется. Обобщая имеющиеся данные, по характеру деформаций можно выделить: зону беспорядочного обрушения, зону трещиноватых нарушенных пород, зону опускания пород без нарушения сплошности, зону максимальных изгибов пород с разрывом сплошности, зону плавного прогиба без деформаций по нормали к напластованию, зону сжатия пород с незначительным их прогибом.

350 400 450 500 550

Рисунок 2.14 - Карта напряженного состояния рудной залежи Ю-1 Закладка выработанного пространства способствует тому, что искусственный массив препятствует разрушению подработанных пород. В этих условиях в формировании опорных нагрузок могут играть значительную роль допредельные деформации, величины и характер распределения которых играют решающую роль для обеспечения устойчивости горного и искусственного массива, в рамках единой геомеханической системы.

Анализ результатов измерений показывает, что блочный массив характеризуется сложным напряженным состоянием. Вблизи тектонических нарушений во всех направлениях существуют области, в которых уровень напряжений в 2,0^2,5 раза ниже относительно величины действующих

напряжений в блоке и равен 8-15 МПа (меньше уН). Эти области характеризуют зону влияния разрывных тектонических нарушений, обусловленной дефектностью структуры массива, то есть повышенной трещиноватостью, следовательно, деформируемостью.

2.5. Обоснование технологии отработки месторождения сплошной камерной выемкой с закладкой выработанного пространства

Восполнение выбывающих мощностей рудника «Комсомольский» осуществлялось за счет вовлечения в отработку в основном медистых руд, расположенных на флангах залежей и вкрапленных руд. Введены в эксплуатацию Южная первая залежь богатых руд по локальному рабочему проекту и два пусковых комплекса по рабочему проекту «Отработка богатых и медистых руд флангов СЗУ гор. -580 м».

В 2014 г. успешно завершены опытно-промышленные испытания камерной системы разработки с закладкой выработанного пространства (Рисунки 2.15, 2.16)., которая является основной, используется с камерно-целиковым и со сплошной порядком отработки отработки камер

Рисунок 2.15 - Вариант отработки камеры на всю мощность с опережающей отбойкой верхней части камеры

Рисунок 2.16 - Вариант отработки камеры на всю мощность Параметры системы: ширина панели 120—150 м, ширина секций 20—30 м, ширина камер-прирезок 6—10 м, высота камер соответствует мощности рудного тела и равна 20—40 м.

Рецептура приготовления закладочных смесей и нормативные характеристики закладочных смесей на руднике представлены в таблицах 2.4-2.5 [97].

Таблица 2.4

Рецептура приготовления закладочных смесей

Наименование материала Удельные расходы материалов в составах, кг/м3

АШЩ30 АТТТТТ 100 ШХЦ 30

Цемент 100 160 180

Ангидрит 400 660 0

Шлак 640 830 600

Щебень 490 0 0

Хвосты 0 0 800

Вода 471 492 543

Влажность, % 22 23 26

Объёмный вес, г/м3 2101 2140 2093

Таблица 2.5

Прочность и сроки твердения закладочных смесей

Марка смеси Прочность закладки, МПа в возрасте:

3 суток 7 суток 28 суток 90 суток 180 суток

30 0,4-0,5 0,6-0,7 1,2-1,5 2,1-2,4 2,8-3,2

40 0,6-0,7 0,8-0,9 1,7-2,0 2,8-3,3 3,5-4,0

50 0,7-0,8 1,2-1,4 2,0-2,5 3,5-4,0 4,5-5,0

60 0,8-0,9 1,4-1,6 2,8-3,2 4,8-5,2 5,5-6,0

70 0,9-1,1 1,8-2,0 3,0-3,5 5,5-6,0 6,5-7,0

80 1,2-1,5 2,0-2,5 3,5-4,0 6,5-7,0 7,5-8,0

90 1,3-1,5 2,3-2,8 4,0-4,5 7,0-7,5 8,5-9,0

100 1,5-1,8 2,5-3,0 4,5-5,0 8,0-8,5 9,0-10,0

Вариант сплошной камерной системы при отработке средне и

сильнонарушенных руд восходящими веерами скважин (Рисунок 2.17).

восходящими веерами скважин

1 - последовательность ведения очистных работ; 2 - тектонические нарушения; 3 -закладочный массив.

Очистные работы ведутся под защитным перекрытием, создаваемым путем опережающей выемкой защитного слоя в кровле рудного тела в сплошном порядке. Отработку запасов камеры ведут на высоту до 24 м при ширине камеры до 8м.

Последовательность ведения работ по отработке запасов заключается в проведении разрезного штрека по почве рудного тела с последующим расширением подсечки до 8 метров, высотой не более 3,5-4 м.

Бурение взрывных скважин осуществляют в направлении снизу вверх, параллельным комплектами, с соблюдением условий расположения скважинных зарядов, на расчетном расстоянии от искусственной кровли и боков камеры.

Вариант сплошной камерной системы при отработке средне и сильнонарушенных руд нисходящими рядами или веерами скважин (Рисунок 2.18).

3 - 1

- 3

Рисунок 2.16 - Вариант сплошной камерной системы с отработкой нисходящими скважинами

1 - последовательность ведения очистных работ; 2 - тектонические нарушения; 3 -

закладочный массив.

2

Очистные работы при варианте сплошной камерной системы с нисходящими рядами или веерами скважин ведутся под защитным перекрытием, создаваемым путем опережающей выемкой защитного слоя по кровле рудного тела в сплошном порядке. Последовательность ведения работ по отработке запасов заключается в проходке разрезного штрека в кровле камеры непосредственно под защитным перекрытием, высотой до 3,5-4 м с последующей разделкой подсечки до ширины 8 м. После полной зачистки подсечки производится бурение нисходящих взрывных скважин параллельным комплектом, диаметр скважин 105-120 мм, количество комплектов нисходящих скважин ограничивается количеством ВВ взрываемого в межсменный перерыв.

Анализ применения вариантов камерных систем разработки с закладкой выработанного пространства показал, что основными источниками разубоживания руды закладочным материалом являются разубоживание руды на боковом контакте, разубоживание на стенках закладочного массива и разубоживание закладкой по почве.

Выводы по 2 главе

1. Системная трещиноватость, разделяя массив на элементарные структурные блоки с размерами значительно меньшими, чем размеры обнажений, оказывают решающее влияние на характер деформирования и устойчивость пород на контакте с массивом из твердеющей закладки.

2. Прочностные и деформационные свойства массивов руд и вмещающих пород в пределах, оказывающих влияние на выбор параметров технологии отработки, вблизи подработанного выемочного пространства в 3-5 раз ниже, а модуль упругости в 2-3 раза меньше, чем в нетронутом рудовмещающем массиве.

3. Величина горизонтальной составляющей в зоне очистных работ может превышать вертикальную и достигать величины порядка 1,2-1,8 уН. Вблизи тектонических нарушений существуют области, в которых уровень напряжений ау=8-15 МПа в 2,0^2,5 раза ниже относительно величины действующих напряжений.

4. Деформационные процессы протекающие в ранее заложенном пространстве увеличивают трещиноватость массива горных пород, тем самым снижая его прочность. Значения коэффициента структурного ослабления, представляемого как отношение асжмассива/асжобразца, в зависимости от густоты и ориентации меняется от 0,2 до 0,6.

5. Основными источниками разубоживания руды закладочным материалом, при использовании на руднике вариантов камерных систем разработки с закладкой выработанного пространства, являются разубоживание руды на боковом контакте, разубоживание на стенках закладочного массива и разубоживание закладкой по почве

3. ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ СПЛОШНОЙ КАМЕРНОЙ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ РУДЫ НА КОНТАКТЕ С ЗАКЛАДОЧНЫМ МАССИВОМ 3.1. Исследование устойчивости очистных камер и закладочного массива

При отработке очистных камер с вертикальными стенками СевероВосточного рудного поля по камерно-целиковой схеме на горизонте - 345 - 445 исследованиями получены их фактические контуры на момент окончания выпуска руды [42]. Для продольных стенок определяли максимальную мощность зоны обрушения и угол обрушения пород, образованный между вертикалью проектного контура и прямой, соединяющей точку пересечения вертикали горизонта с точкой на фактическом контуре камеры, максимально удаленной от проектного контура. Определяемыми параметрами зон обрушений в кровле камер были ширина, длина и высота зоны. На основании данных определены параметры вывалов и зон обрушения пород в кровле и стенках камер (Таблица 3.1).

Таблица 3.1

Параметры зоны обрушения пород в незаложенных камерах

Номера панелей, камер Северо-Восточная стенка К ровля

средняя мощность зоны обрушения, м максимальная мощность зоны обрушения, м угол обрушения, град ширина, зоны обрушения, м высота, зоны обрушения, м

48-2/5 3,0 5,0 82 7,0 1,6

48-4/5 3,5 6,0 76 10,6 5,0

48-6/5 2,1 3,2 86 8,5 3.3

48-8/5 3,1 5,8 79 8,0 3,0

48-10/5 3,0 4,6 83 4,3 3,0

54-2/6 3,1 5,4 80 11,0 2,5

54-4/6 2,9 4,7 85 8,0 2,2

54-6/6 2,5 4,1 85 13,0 5,9

54-8/6 3,0 4,4 84 12,0 4,6

55-6/3 1,7 2,4 87 8,0 6,0

Сопоставление устойчивости камер показывает, что решающим фактором,

определяющим устойчивость пород, являются инженерно-геологические

условия и конструктивные параметры отработки камер. Нормативную прочность закладочного массива на одноосное сжатие принимают равным 3-6 МПа, или 0,25-0,50 МПа на растяжение - в зависимости от размеров и пространственной ориентировки обнажений. Для снижения стоимости закладочных работ применяют разнопрочную закладку, при этом дорогую высокопрочную закладку используют для формирования искусственной кровли.

Один из основных недостатков камерно-целикового порядка отработки камер - обрушение руд из стенок при выемке первичных камер с уменьшением запасов вторичных камер (Рисунок 3.1). При отработке вторичных камер приходится взрывать вместе с рудой и значительную часть закладки, попавшей в контуры камеры [43,48]. На рисунке штриховой линией показаны контуры первичных камер.

Рисунок 3.1 - Контуры очистных камер, отрабатываемых во вторую стадию. Для определения прочности закладочного массива ранее заложенных камер выбуривали из массива образцы-цилиндры диаметром 56мм [88]. Определение предела прочности закладки на сжатие осуществляли в соответствии с ГОСТ 10180-2012 «Бетоны. Методы определения прочности по контрольным образцам». Испытания кернового материала дают завышенные результаты, так как керн

при слоистой структуре закладочного массива получается только из прочных участков. Поэтому для характеристики закладочного массива дополнительно изготавливают и испытывают образцы закладки, получаемые на сливе смесителя закладочного компонента. Результаты испытаний по изучению прочностных характеристик приведены в таблице 3.2 [39,41].

Таблица 3.2.

Прочность искусственных массивов

Средняя прочность образцов, МПа

Панель, камера Контрольные кубы в возрасте 28 суток Результаты разбуривания

II подэтаж

днище верх днище I подэтаж

48-2/5 4,5 4,5 10,1 10,2 5,9

48-4/5 5,3 4,1 2,6 4,0 5,7

48-6/5 4,7 4,1 9,0 7,4 3,1

48-8/5 3,1 4,7 6,1 4,6 5,2

48-10/5 4,9 4,2 8,6 11,5 5,2

54-2/6 6,0 5,2 7,1 6,5 6,8

54-4/6 5,9 7,4 4,7 8,4 3,3

54-6/6 4,6 6,3 8,5 5,4 5,9

54-8/6 5,3 3,6 8,8 6,8 5,6

55-6/3 4,5 3,9 5,8 11,0 3,1

Результаты испытаний прочности закладочного массива выявили слабоустойчивые области закладочного массива, которые попадают в зону разрушений. Полученные данные коррелируют с данными маркшейдерских замеров за вывалами закладки. При нагрузке на массив из твердеющей закладки камер первой очереди происходит выдавливание маломощных низкопрочных слоев в очистное пространство камер второй очереди, что приводит к разубоживанию добываемой руды закладкой.

Выемка камер с обнажением массива закладки на значительных площадях свидетельствует о недостаточной устойчивости вертикальных обнажений закладки. Показатели разубоживание руды, в том числе разубоживание руды за счет закладки по данным замеров приведены в таблице 3.3.

Таблица 3.3

Разубоживание руды закладкой при отработке камер

Камеры Разубоживание, %

Общее За счет закладки

48-2/5 7,2 5,5

48-4/5 6,5 4,4

48-6/5 7,1 4,6

48-8/5 9,9 8,2

48-10/5 9,3 7,9

54-2/6 7,9 4,6

54-4/6 7,4 5,0

54-6/6 7,0 4,1

54-8/6 5,9 3,7

55-6/3 6,5 4,4

При отработке запасов камерными системами разработки с твердеющей закладкой с вертикальными стенками имеют место разрушения закладочного массива камер первой очереди и его вывалы в очистное пространство камер второй очереди. Причина разрушения закладочного массива состоит в формировании слабоустойчивых структурных связей в закладочном массиве, в сейсмическом воздействии взрывных работ на обнаженный закладочный массив и в перебуре скважин при отработке камер второй очереди. Обладая недостаточной несущей способностью, закладочный массив выдавливается с боков заложенных камер или с кровли в очистное пространство. Под влиянием трещин происходит отслаивание наружного слоя закладки по вертикальным плоскостям или криволинейным поверхностям. Разубоживание за счет закладки при вовлечении большого количества вторичных камер достигало в среднем 4,8%, по вторичным камерам разубоживание закладкой колебалось от 3,7 до 8,2%.

3.2. Определение параметров разубоживания руды закладкой в зависимости конструктивных параметров камер

Методика проведения исследований [42,83]. Для определения потерь и разубоживания руды твердеющей закладкой по длине отработанных заходок

каждой очереди выделяют замерные участки и определяют их линейные размеры - средние по длине участка высоту и ширину заходок. В рудных бортах заходок перпендикулярно к ним по установленной сетке бурят короткие шпуры. В каждый шпур вводят и закрепляют в нем цилиндрический корпус устройства руды для определения потерь и разубоживания (Рисунок 3.2).

Рисунок 3.2 - Устройство для определения потерь и разубоживания руды: 1 -корпус устройства; 2 и 3 - внутренний и наружний конусы устройства.

Устройство представляет собой цилиндрический корпус с размещенным внутри по длине всеченным конусом. При этом цилиндрический корпус со стороны малого основания внутреннего конуса снабжен наружным усеченным конусом, большее основание которого присоединено к цилиндрическому корпусу соосно ему.

После закладки указанных заходок, набора закладочным массивом нормативной прочности и проведения смежных заходок вприсечку с заложенной производят съемку бортов в местах расположения устройства с последующим измерением диаметров сохранившихся после взрывной отбойки руды частей внутренних или наружных конуса каждого устройства. Бурение перед закладкой заходок в рудных бортах перпендикулярно к ним коротких шпуров по установленной сетке позволяет разделить борт замерного участка на п элементарных блоков для обеспечения статистической обработки замерной информации. Введение и закрепление в коротких шпурах цилиндрических корпусов устройств для определения потерь и разубоживания руды создает базу для непосредственного и более точного без съемки и совмещения уменьшенных

изображений бортовых контуров смежных заходок определения величин вклиниваний рудного и сколов закладочного массивов. Схема расположения устройств в зоне контактной неопределенности до и после отработки заходки представлено на рисунке 3.3.

Рисунок 3.3 - Схема расположения устройств в зоне контактной неопределенности до и после отработки заходки: Л^- проектный контур борта заходки; 1 - устройство для определений потерь и разубоживания руды; 2 - оставшиеся после отработки заходки части устройства.

По измеренным диаметрам исходя из геометрических параметров устройства определяют показатели потерь и разубоживания руды по формулам:

п = ^^¡^(Ьы-^ •

9ПН1 ' V '

2ВШ -П „12/

р = У3-^а/2£1=1а12^н-ав1) _ 100%; (3.2)

где П и Р - потери и разубоживание по каждому из бортов; у и уз -

' р

объемная масса руды и твердеющей закладки; - диаметр большего основания наружного конуса устройства; - диаметр малого основания внутреннего конуса устройства; Ььг и - диаметр оставшейся части конуса 1-го устройства соответственно в руде и в закладке; а/ - расстояние между смежными устройствами; а и Д- углы вершин наружного и внутреннего конусов устройства; п - количество установленных устройств; Ни В - средняя высота и ширина

замерного участка; Ь = а/ • т - средняя длина замерного участка; т - количество рядов устройств по длине замерного участка.

В формуле (3.1):

^^•^р^ьь (3.3)

где - длина оставшейся в массиве части внутреннего конуса 1-го устройства, равная величине рудной корки, потерянной в закладочном массиве при отработке заходки.

В формуле (3.2):

^Еи-ад.^а^^нь (3.4)

где /яг - длина срезанной взрывом части наружного конуса, равная величине скола закладочного массива при отработке заходки.

Расчеты относительных величин разубоживания руды косвенным методом производятся по формуле (в %):

(С-Ст)+Д(Ст-а)

Рк = "—Д—^——- • 100; (3.5)

К Д(Ст-ь) ' 4 7

где Б- количество погашенной балансовой руды в контурах подсчёта, т;

Д - количество добытой руды, т;

С - содержание металла в балансовых запасах, %;

Ст - содержание металла в потерянной руде, %;

а - содержание металла в добытой руде, %;

Ь - содержание металла в разубоживающих породах, %;

Съемка после отработки заходок второй и третьей очередей на контакте соответственно по одному или обоим бортам с закладочным массивом бортов в местах расположения устройств с измерением диаметра сохранившейся конусной части каждого устройства позволяет получить по формулам (3.3) и (3.4) величины вклиниваний рудного и сколов закладочного массивов и на их основе по формулам (3.1) и (3.2) определить потери и разубоживание по каждому из бортов, которые используются для оценки потерь и разубоживания на запроектированном

к отработке участке месторождения с аналогичными горно-техническими условиями и технологией.

В блоке выделяют смежные замерные участки установленной длины в заходках 1-й, 2-й и 3-й очередей. В противолежащих рудных бортах заходки 1-й очереди перпендикулярно к ним по установленной сетке бурят вертикально расположенные ряды коротких шпуров. На рисунке 3.4 показана схема размещения шпуров и устройств в рудных бортах заходки и в закладочном массиве.

Рисунок 3.4 - Схема размещения шпуров и устройств в рудных бортах заходки и в закладочном массиве: 1, 2 и 3 - заходки первой, второй и третьей очередей; 4 короткие шпуры; 5 - устройство для определений потерь и разубоживания руды.

Верхнюю и нижнюю границы сетки располагают от уровней кровли и почвы заходки на расстоянии радиуса действия устройства, равном половине принятого размера сетки. Глубина шпуров намного превышает длину цилиндрических корпусов устройства. Затем вводят и закрепляют в шпурах

цилиндрические корпуса устройства для определения потерь и разубоживания руды.

Длину каждого устройства принимают равной удвоенной ширине 2^ зоны контактной неопределенности, определяемой экспериментальным путем -проектный контур борта заходки. После закладки заходки 1 -й очереди и набора закладочным массивом допустимой прочности по контакту с ним отрабатывают заходку 2-й очереди по принятому паспорту буровзрывных работ. При этом оставшиеся части устройства, расположенные в плоскости, бортовой зоны контактной неопределенности непосредственно привязывают каждый вертикальный бортовой контур заходки 2-й очереди к смежному бортовому контуру заходки 1 -й очереди. Производят съемку борта заходки 2-й очереди в местах расположения устройств с измерением диаметра и сохранившейся конусной части каждого устройства на участках скола закладки и вклиниваний руды в закладочный массив. Потери и разубоживание по борту определяют с использованием предложенных зависимостей.

Для установления показателей разубоживания руды закладкой в зависимости от высоты камеры и мощности отбиваемого слоя были обработаны геологические паспорта и данные по отработке очистных камер. Результаты исследований. Исследованиями получены их фактические контуры на момент окончания выпуска руды (для 26 камер) и к окончанию закладочных работ (для 24 камер).

Измерения смещений выполнялись совместно с геолого-маркшейдерской службой рудника методом геометрического нивелирования по поперечным профильным линиям, оборудованным в выработках вентиляционно-закладочных горизонтов рудников. Для каждой камеры определялись средняя и максимальная мощности зон обрушений и средний угол обрушения, геометрические параметры отработанного и заложенного пространства. На основании полученных данных определены параметры разубоживания руды закладкой в зависимости от высоты камеры, угла наклона стенок камеры и мощности отбиваемого слоя (таблицы 3.4-3.5, рисунки 3.5-3.9).

Таблица 3.4

Разубоживание руды закладкой в зависимости от высоты камеры и

мощности отбиваемого слоя

Высота камеры, Нк, м Величина разубоживания руды Я^, % при мощности отбиваемого слоя Мо, м

4 8 12

4 0,93 2 2,5

8 1,23 2,2 3,1

12 1,6 2.8 3.9

16 2,1 3,6 4,7

20 2,7 4,5 5,5

24 3,4 5,5 6,3

Рисунок 3.6 - Изменение величины разубоживания руды закладкой в зависимости от высоты камеры, при мощности отбиваемого слоя 8 м

Рисунок 3.8 - Изменение величины разубоживания руды закладкой в зависимости от мощности отбиваемого слоя и высоты камеры

Исследованиями установлены экспоненциальные зависимости разубоживания руды закладкой в зависимости от мощности отбиваемого слоя и высоты камеры:

Mo = 4 м - уравнение регрессии в кодовом масштабе y = 0,7281е0,2604х R2 = 0,999 ; - уравнение регрессии в натуральном масштабе Rs = 0,7281е0'2604*нк; (3.6)

MO = 8 м - уравнение регрессии в кодовом масштабе y = 1,5238е0,213х R2 = 0,9897 ; - уравнение регрессии в натуральном масштабе Rs = 1,5238е0,213* нк; (3.7)

MO = 12 м - уравнение регрессии в кодовом масштабе y = 2,1471е0 1865х R2 =0,9904 ; - уравнение регрессии в натуральном масштабе Rs = 2Д471е°,1865* нк. (3.8)

Параметры разубоживания руды закладкой в зависимости от угла наклона стенок и высоты камеры по результатам исследований представлены в таблице 3.5 и на рисунке 3.9.

Таблица 3.5

Разубоживание руды закладкой в зависимости от угла наклона стенок

и высоты камеры

Угол наклона стенок закладочного масива, град Величина раз п убоживания руды закладкой (%) и высоте камеры, м

Нк =4 Нк =12 Нк =20

60 0,5 0,7 1,1

70 0,9 1,2 1,9

80 1,5 1,9 3

90 2,3 2,9 4,5

Рисунок 3.9 - Изменение величины разубоживания руды закладкой в зависимости от угла наклона стенок и высоты камеры

Исследованиями установлены экспоненциальные зависимости

разубоживания руды закладкой в зависимости от угла наклона стенок и высоты камеры:

Нк =4 м - уравнение регрессии в кодовом масштабе у = 0,0246е0,0509х R2 = 0,9951; - уравнение регрессии в натуральном масштабе

Получение математической модели зависимости разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства (у) от высоты очистной камеры (Нк) и мощности отбиваемого слоя (Мо) возможно на основе полного факторного эксперимента вида Ы=22, то есть использования 2х факторов (х^ х2) на 2х уровнях их варьирования - нижнем и верхнем.

В качестве независимых переменных были избраны: х1 -высота камеры, Нк, м; х2 - мощность отбиваемого слоя, Мо, м.

Аппроксимацией математической модели является линейное уравнение регрессии вида:

у=Ъ0+ Ъх + Ъ2Х2+ ¿12x1x2, (3.12)

где Ъ0 - свободный член; Ъ - линейные коэффициенты; Ъц - коэффициенты взаимодействия.

По данным текущего технологического контроля исследуемых факторов определены условия проведения опытов в натуральном и кодовом масштабах, приведённые в таблице 3.6.

0,045х

,0,0468х

(3.10)

(3.9)

(3.11)

Таблица 3.6

Условия проведения опытов в натуральном и кодовом масштабах

№ п/п Факторы Уровни интервалы варьирования факторов

нижний верхний основной интервал

1 Х1 Ш, м 4 24 14 10

2 Х2 Mo, м 4 12 8 4

код -1 1 0 Дi

Для расчёта дисперсий выходного параметра у - изменение разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства (у) от высоты очистной камеры и мощности отбиваемого слоя ставились параллельные опыты, числом т=3. Матрица планирования полного факторного эксперимента Ы=22 и результаты экспериментов приведены в таблице 3.7

Таблица 3.7

Матрица планирования и результаты эксперимента

№ п/п Кодовый масштаб Натуральный масштаб % Rs ср., % (у)

х0 х1 х2 Ш, м Mo, м 1 2 3

1 1 -1 -1 4 4 0,93 1,15 1,1 1,06

2 1 1 -1 24 4 3,4 3,51 3,37 3,43

3 1 -1 1 4 12 2,5 2,69 2,53 2,57

4 1 1 1 24 12 6,3 6,7 6,1 6,36

Коэффициент среднеквадратичного отклонения ^2=0,914

Коэффициенты регресси Величина регрессионных коэффициентов

Ь0 -0,027

Ь1 0,0826

Ь2 0,153

Ъи 0,00894

Уравнение регрессии в кодовом масштабе: у =-0,027+ 0,0826.ц+ 0,153.12+ 0,00894*1*2 (3.13)

Уравнение регрессии в натуральном масштабе

Дя = -0,027 + 0,0826ЯЛ: + 0,153Мо + 0,00894ЯШо (3.14)

Результаты обработки полнофакторного эксперимента для установления зависимости разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки от высоты очистной камеры и мощности отбиваемого слоя представлены на рисунке 3.10.

Рисунок 3.10 - График зависимости величины разубоживания руды закладкой от мощности отбиваемого слоя и высоты камеры Величина разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства зависит от геометрических параметров отбиваемого слоя и изменяется по полиномиальной зависимости Дя = -0,027 + 0,0826Я^ + 0,153Мо + 0,00894ЯШо где - высота камеры, м; Мо - мощность отбиваемого слоя, м.

Получение математической модели зависимости разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства (у) в зависимости от угла наклона стенок камеры (Р) и высоты очистной камеры (Нк) возможно на основе полного факторного эксперимента

вида Ы=22, то есть использования 2х факторов (х\, х2) на 2х уровнях их варьирования - нижнем и верхнем.

В качестве независимых переменных были избраны: XI -высота камеры, Нк, м; х2 - угол наклона стенок камеры, Р, град.

Аппроксимацией математической модели является линейное уравнение регрессии вида:

у=Ьо+ Ъ\Х\+ Ъ2Х2+ ¿12X1X2, (3.15)

где Ъо - свободный член; Ъ - линейные коэффициенты; Ъу - коэффициенты взаимодействия.

По данным текущего технологического контроля исследуемых факторов определены условия проведения опытов в натуральном и кодовом масштабах, приведённые в таблице 3.8.

Таблица 3.8

Условия проведения опытов в натуральном и кодовом масштабах

№ п/п Факторы Уровни интервалы варьирования факторов

нижний верхний основной интервал

1 х1 Нк, м 4 20 12 8

2 х2 Р, град 60 90 75 15

код -1 1 0 М

где - разубоживание руды закладкой, %; Нк - высота камеры, м; Р - угол наклона стенок камеры, град.

Для расчёта дисперсий выходного параметра у - изменение разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства (у) от от угла наклона стенок (Р) и высоты очистной камеры (Нк) ставились параллельные опыты, числом т=3. Матрица планирования полного факторного эксперимента Ы=22 и результаты экспериментов приведены в таблице 3.9

Таблица 3.9

Матрица планирования и результаты эксперимента

№ п/п Кодовый масштаб Натуральный масштаб у % у ср- %

Х0 Х1 Х2 Ш, м Р, град 1 2 3

1 1 -1 -1 4 60 0,5 0,54 0,61 0,55

2 1 1 -1 20 60 1,1, 1,06 1,19 1,11

3 1 -1 1 4 90 2,3 2,19 2,4 2,29

4 1 1 1 20 90 4,5 4,55 4,64 4,56

Регрессия: R2=0,9414

Коэффициенты регрессии Величина регрессионных коэффициентов

Св.член, Ь0 -2,21500

Нк, м, Ь1 -0,17875

Р, град., Ь2 0,04375

Ь12 0,00356

Рисунок 3.11 - График зависимости величины разубоживания руды закладкой от

угла наклона стенок и высоты камеры

Величина разубоживания руды закладкой при камерных системах разработки с закладкой выработанного пространства зависит от геометрических параметров отбиваемого слоя и изменяется по полиномиальной зависимости Дя = -2,215 - 0,17875Я^ + 0,04375р + 0,00356Я^Р где Я& - высота камеры, м; Р - угол наклона стенок камеры, град.

3.3. Управление устойчивостью призабойного массива наклоном бортов очистных камер

В процессе сплошной выемки камер образуется закладочный массив блочной структуры, в котором «бетонные» блоки представляют последовательно отработанные и заложенные камеры [31]. Устойчивость этих блоков при подработке зависит от прочности массива твердеющей закладки и величины действующих нагрузок. При увеличении размеров камер в закладочном массиве повышаются напряжения, в результате чего массив деформируется в сторону открытого очистного пространства. В массиве монолитной твердеющей закладки наблюдаются деформации, которые развиваются от основания камеры под углом сдвижения массива. Величины деформаций нависающей стенки при наклоне на выработанное пространство показывают, что в основании стенки массив испытывает вертикальные сжимающие напряжения, перемещающие части массива в открытую камеру. С увеличением наклона стенок величина напряжений возрастает, что может явиться причиной смятия массива. При конфигурации торцовой части выработанного пространства, близкой к прямоугольной, призабойный рудный массив претерпевает вторую стадию предельного состояния и обладает слабой устойчивостью при обнажении. Это позволило обоснованно использовать в комплексе «активные» и «пассивные» меры по обеспечению устойчивости рудных обнажений при сплошной камерной системе разработки с закладкой выработанного пространства. Адекватные технологические идеи заключались в повышении устойчивости призабойного рудного массива обеспечением горизонтального подпора, а также - в повышении устойчивости непосредственно рудных обнажений путем придания им наклона.

Эффективность наклона рудной стенки камеры оценивали следующим образом. Моделировали отработку рудной залежи на глубине 0,7 км при пролете отработки 50 м. Расчетная схема приведена на рисунке 3.12.

Рисунок 3.12 - Расчетная схема

Варьировались высота камеры Щ и угол наклона стенки очистной камеры р. Рассматривались варианты задач со значениями Щ от 20 до 50 метров и Р от 60 до 900. Основным параметром, по которому проводилось сравнение вариантов, является уровень максимальных напряжений на рудной стенке а, МПа.

В таблице 3.10 приведены зависимости максимальных напряжений на рудной стенке от расстояния до почвы залежи.

Таблица 3.10

Зависимости максимальных напряжений на рудной стенке от расстояния до почвы залежи.

Угол наклона стенки очистной камеры Р, град. Распределение максимальных напряжений на рудной стенке а, МПа при расстояниях от почвы залежи, м

10 20 30

90 34,1 39,6 44,9

75 29,3 32,7 39,4

60 24.9 26,3 27,8

Отклонение забоя от вертикали сопровождается уменьшением напряжений на стенки камеры за исключением небольшого участка у кровли рудного тела,

примыкающего к острому углу с высокой концентрацией напряжений. Формирование наклонных стенок камер по контакту с закладочным массивом с углом наклона в сторону выработанного пространства от вертикали 5 до 25 градусов обеспечивает снижение максимальных сжимающих напряжений на стенки заполненной твердеющей закладкой камеры в 1,36-1,61 раза.

3.4. Параметры допустимого пролета обнажений боковых стенок наклонных камер

Анализ параметров камер позволил установить технологические особенности, связывающие процессы проявления горного давления с размерами очистных камер и нарушенностью горного массива. Обрушение стенок камер в большинстве случаев развивается от уровня первого подэтажа, расположенного на 7-10 м выше выпускаемых дучек и образует вогнутую плоскость, наклоненную к горизонту под углом естественного обрушения. На рисунке 3.13 даны графики зависимости углов обрушения стенок камер от их длины.

Р, фад 70

75

80

85

90

1

о

/ V

а п

10 20 30 40 50

и. м

Рисунок 3.13. - Зависимость углов обрушения стенок камер от их длины: 1 -при отработке междукамерных запасов; 2 - при отработке первичных камер.

Линии, ограничивающие две области по экстремальным значениям, позволяют прогнозировать предельные углы обрушения стенок камер в зависимости от их длины для разнонарушенных массивов. Камеры высотой 20-25 м, сохраняют вертикальность стенок при длине 10-14 м, в более прочных рудах

камеры сохраняют устойчивость при длине более 15 м.

С целью определения устойчивых параметров стенок камер для различных соотношений их высоты и длины были проведены исследования по методике ВНИМИ [86]. Результаты исследований по установлению устойчивых размеров стенок камер в зависимости от угла их наклона представлены на рисунке 3.14. Если придавать стенкам отрабатываемых камер наклон, их размеры можно значительно увеличить. Так, при наклоне камеры на 80° ее длину можно увеличить на 20-25 %.

Рисунок 3.14. - Зависимость высоты и длины камер от угла наклона стенок По данным исследований устойчивость рудной кровли нарушается при увеличении ширины камеры более 15 м. Зависимость устойчивых размеров стенок камер от угла их наклона может быть описана выражением

Н = К + (3.16)

где Нк - высота камеры; Ьк - длина камеры; К1и К2- коэффициенты, зависящие от нормативной прочности закладочного массива и угла наклона стенок камеры), определяются из рисунка. 3.15.

к2

300 250 200 150 100

— - _ — — -

1 х

*

р, град

90

85

80

75

70

10 15 20

Рисунок 3.15 - Номограмма для определения коэффициентов К и К2 в зависимости от угла наклона камеры (Р)

Исследованные методы расчетов параметров искусственных стенок в камерах основаны на решении плоской задачи для междукамерных целиков, без учета влияния длины камеры и сцепления закладки на торцевых поверхностях.

3.5. Исследование воздействия взрывной волны на устойчивость массива

Практика отработки первичных камер показала, что боковые стенки склонны к обрушению, а вынимаемые объемы горной массы превышают проектные.

После заполнения первичных камер твердеющей закладкой и ее твердения производится выемка вторичных камер с повышенными потерями и разубоживанием. Разубоживание руды закладкой по отдельным вторичным камерам колеблется от 3 до 8,2%, по руднику разубоживание закладкой достигает до 5%. Повышение разубоживания на 1% ведет к дополнительным затратам, в связи с чем вопрос снижения разубоживания закладкой, связанный с сохранением проектных контуров камер, приобретает важное значение.

Управление параметрами сейсмических волн, при отбойке руды в камерах, ведут регулированием параметров вторичного поля напряжений в рудовмещающем массиве, закладке и выработанном пространстве используя принцип отражения волн от границы раздела двух сред с различными акустическими жесткостями. Изменяя акустическую жесткость среды путем

регулирования граничных условий на внешнем и внутреннем контурах разрушения изменяют параметры вторичного поля напряжений.

Характер воздействия взрывных работ на искусственный массив исследовалось в натурных условиях и на моделях из оптически активного материала ЭД 6 МТГФА методом динамической фотоупругости [85].

На оптически активных материалах исследованы две модели, двух вариантов: взрывные работы над очистной камерой и в стороне от камеры. Учитывая, что расстояние между местом взрыва и объектом значительно превышает размеры блоков, ряд скважинных зарядов заменяется сферическим зарядом. На моделях исследуется действие сферического заряда ВВ на очистную камеру. Регистрация волновой картины проводится в режиме кадровой съемки по всему полю модели с частотой ю = 1,5 млн. сек-1. Расшифровка кинограмм показала, что при взрывании зарядов ВВ в очистной камере на исскуственный и рудовмещающий массивы воздействуют объемные волны. Эпюры распределения контурных напряжений в очистной камере для различных условий времен t даны на рисунке 3.16. По результатам моделирования и натурных исследований сделан вывод, что при взрывании 600 кг взрывчатого вещества контурные напряжения на стенках камер не превышают 2,4 МПа, а напряжения в кровле камеры - 1,8 МПа. При времени замедления между отдельными сериями зарядов ^ 50 мсек взрывы не накладываются друг на друга и действуют обособленно. При скорости смещения среды 6 см/сек максимальные напряжения в породе не превышают 1,2 МПа:

7

а = — су

ё (3.17)

где 7 - удельный вес породы; с - скорость распространения продольных волн; V - скорость смещения среды; ё - ускорение силы тяжести.

Для определения концентрации напряжений на контуре камеры относительно максимальных напряжений в кровле камеры, проведена регистрация картин полос волновых напряжений при взрыве сферического заряда такой же мощности в безграничной среде.

На удалении от заряда ВВ равном расстоянию от почвы до кровли камер максимальный порядок полос т равен 2,0.

а)

б)

Рисунок 3.16 - Эпюры распределения контурных напряжений в порядках полос т в очистной камере: а - при нормальном падении волн; б - при падении волн под углом 30° к поверхности

Коэффициенты концентрации берутся как отношение порядка полос в моделях. На рисунке 3.16 эпюры распределения коэффициентов концентрации напряжений проведены пунктирной линией. Максимальная концентрация контурных напряжений отличается на боковых стенках камер, где коэффициент концентрации равен 2. Здесь сжимающие напряжения (-) чередуются с растягивающими напряжениями (+). В кровле камер коэффициент концентрации равен 1,5.

Максимальные сдвиговые напряжения в поперечной волне возникают в направлении под углом 50° к линии заряда. По амплитуде они в три раза меньше максимальных сжимающих напряжений в продольной волне. Основная энергия волн, распространяющихся в сторону от отработанной части камеры заключена в проектных контурах камеры. Поскольку прочность закладки составляет не более 3-10 МПа, а при проседании налегающих пород, обладающих на порядок и большей прочностью, передаваемое горное давление значительно превышает структурную прочность закладочного массива, то происходит осадка последнего за счет компрессии, приводящей к выдавливанию жидкости и газа из имеющихся водо и газосодержащих пор и пустот. Пористость твердеющих смесей изменяется в пределах 15-25%. В процессе активного взаимодействия налегающей толщи подработанных пород с закладочным массивом, за счет проявления высоких компрессионных свойств последнего, происходит сложный процесс нелинейного деформирования внешней оболочки рассматриваемого объема ячейки по нормали. Условия такого массопереноса обеспечиваются малыми значениями предела прочности закладочного массива на растяжение и скалывание. При нормальной компрессии закладочного раствора происходит дополнительное выдавливание воды из закладки, которая в значительной мере аккумулируется на ее поверхности, тем самым уменьшая указанные характеристики. Сюда следует отнести также «макрослоистость» закладочного массива (прослои от 0,1 до 0,7 м), обусловленную технологией возведения последнего. В результате взрыва по обнаженным стенкам камеры распространяются продольная волна и поверхностная волна Рэлея. Волна Рэлея разрушает стенки камер, смещая внутрь отдельные блоки породы.

Исследования показали, что максимальная концентрация контурных напряжений отмечается на боковых стенках камер, где коэффициент концентрации равен 2. Здесь сжимающие напряжения (-) чередуются с растягивающими напряжениями (+). В кровле камер коэффициент концентрации равен 1,5. Контурные скважины исполняют роль защитного экрана и при взрывании основная энергия взрыва распределяется в проектных контурах

камер. Защита закладочного массива от сейсмического воздействия взрыва производится экранированием, путем оконтуривания камеры по плоскости рудной стенки и по кровле предварительным взрывание ряда контурных скважин. Снижение сейсмического воздействия взрыва на заложенный массив позволяет уменьшить разубоживание руды закладочным материалом

Выводы по 3 главе

1. В массиве монолитной твердеющей закладки наблюдаются деформации, которые развиваются от основания камеры под углом сдвижения массива, при этом в основании стенки массив испытывает вертикальные сжимающие напряжения, которые возрастают по мере увеличения наклона стенок камеры.

2. При сейсмическом воздействии взрывных работ на обнаженный закладочный массив и нагрузке на искусственный массив камер первой очереди происходит выдавливание низкопрочных слоев за счет их слабой устойчивости в очистное пространство камеры второй очереди, что приводит к разубоживанию добываемой руды закладкой достигающей 3,7 - 8,2%.

3. Формирование наклонных стенок камер по контакту с закладочным массивом с углом наклона в сторону выработанного пространства от вертикали 5 до 25 градусов обеспечивает снижение максимальных сжимающих напряжений на стенки заполненной твердеющей закладкой камеры в 1,36-1,61 раза.

5. Выявлено, что величина разубоживания руды закладкой при обеспечении нормативной прочности массива из твердеющей закладки зависит от параметров камеры и изменяется по полиномиальным зависимостям: Еб = -0,027 + 0,0826Нк + 0,15Шо + 0,00894НкМо (где Нк - высота камеры, м; Мо -мощность отбиваемого слоя, м), Яб = -2,215 — 0,17875Нк + 0,04375р + 0,00356Нкр (где Нк - высота камеры, м; Р- угол наклона стенок камеры, град).

6. Установлена зависимость устойчивых размеров стенок камер от угла их наклона Нк = К1 + К2 /Ьк — К1 (где Нк и Ьк - высота и длина камеры; К1и К2-коэффициенты, зависящие от нормативной прочности закладочного массива и

угла наклона стенок камеры)и разработана номограмма для определения коэффициентов К1 и К2 в зависимости от угла наклона стенок камеры.

7. Исследования влияния взрыва на устойчивость искусственного и массива горных пород, методом динамической фотоупругости показали:

- при достаточной мощности взрыва во фронте взрыва и в плоскости веера возникают трещины, которые в дальнейшем под действием статических нагрузок приводят к обрушению массива из твердеющей закладки и рудного массива;

- максимальная концентрация контурных напряжений отличается на боковых стенках камер, где коэффициент концентрации равен 2, в кровле камер коэффициент концентрации равен 1,5;

- контурные скважины исполняют роль защитного экрана и при взрывании основная энергия взрыва распределяется в проектных контурах камер.

4. ВЫБОР ТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ МОЩНЫХ ПОЛОГОПАДАЮЩИХ ЗАЛЕЖЕЙ ЦЕННЫХ РУД И ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА РЕЗУЛЬТАТОВ ИССЛЕДОВАНИЙ

Основу технологий повышения эффективности отработки мощных пологопадающих залежей ценных руд составляют варианты сплошных этажно -камерных систем, принципы конструирования которых должны отвечать следующим требованиям:

■ формирование устойчивых параметры стенок камер величиной угла наклона стенок камеры для различных соотношений их высоты и длины;

■ ведение очистных работ сплошным фронтом, с минимальным воздействием взрыва на массив твердеющей закладки;

■ управление состоянием рудовмещающего массива разнопрочными закладочными смесями при заполнении внутренних частей камер.

Руководствуясь изложенными принципами и результатами разработаны подземные геотехнологии, обеспечивающие повышение полноты отработки пологопадающих залежей ценных руд и снижение разубоживания руды.

4.1. Технология со сплошной выемкой камерами с наклоном стенок на закладочный массив и контурным взрыванием скважин

В основу конструирования разработанного варианта системы разработки положены зависимости устойчивых размеров стенок камер от угла их наклона стенок полученные в результате исследований предыдущих глав диссертационной работы [36,37]:

Дя = -0,027 + 0,0826Нк + 0,153 Мо + 0,00894НкМо (4.1)

где Нк - высота камеры, м;

Мо - мощность отбиваемого слоя, Mo, м;

Дя = -2,215 - 0,17875Нк + 0,04375р + 0,00356Я^Р (4.2)

где Нк - высота камеры, м;

Р - угол наклона стенок камеры, град.

Наклоняя стенку на закладочный массив, увеличивают длину и высоту

камеры без снижения устойчивости (Рисунок 4.1). Для точного оконтуривания камеры по плоскости рудной стенки и по кровле производится предварительное взрывание ряда контурных скважин. Контурная щель снижает сейсмическое воздействие взрыва на стенки камер и массив из твердеющей закладки.

1

Рисунок 4.1. - Вариант системы разработки с наклоном стенок камер на закладочный массив: 1 - контурная экранирующая щель

Экранирующая щель в виде веера на расстоянии более 1,0-1,25 м от нее прерывает рой трещин, идущих от заряда в законтурный массив, тем самым сохраняя прочностные свойства массива и устойчивость вертикальных обнажений. Для экранирования сейсмических колебаний используются щели, ширина которых превосходит амплитуду колебания массива в падающей волне. Это не пустая щель, а пространство, заполненное разрыхленной породой шириной несколько сантиметров, снижающая скорость колебания частиц в падающей волне.

Контурные скважины длиной 15-17 м располагают параллельно через 0,80,9 м по границе камеры. Для заряжания скважин применяют «гирляндные»

заряды с кольцевым воздушным промежутком. Взрывание зарядов производят секциями по 10 скважин.

Увеличение объема буровых работ для образования контурных щелей снижает выход руды с 1 погонного метра скважины на 15%, но при условии применения высокопроизводительных буровых станков не оказывает заметного влияния на увеличение трудоемкости и стоимости работ и компенсируется снижением разубоживания руды при повышении устойчивости массива.

Руду на подэтажах отбивают взрыванием зарядов в веерных скважинах диаметром 85 мм. Пространственное расположение зарядов определяется с учетом особенностей скального массива, угол наклона скважины в веере 65-80°. Оптимальное расположение взрывных скважин обеспечивается при условии [27,49]: