"Развитие научных основ подземных комбинированных технологий разработки мощных пологопадающих рудных залежей в сложных геомеханических условиях" тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 25.00.22, доктор наук Неверов Александр Алексеевич

• Неверов Александр Алексеевич
• доктор наук
• 2020

Оглавление диссертации доктор наук Неверов Александр Алексеевич

ВВЕДЕНИЕ

ГЛАВА 1. АКТУАЛЬНОСТЬ ТЕМЫ, ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ

1.1 Геолого-структурные особенности пологих мощных рудных месторождений

1.2 Особенности формирования напряженного состояния массива пород пологопадающих рудных месторождений

1.3 Состояние практики и области применения систем подземной разработки пологих мощных рудных залежей

1.4 Цель, задачи и методы исследований

ГЛАВА 2. РАЗРАБОТКА КОМБИНИРОВАННЫХ ГЕОТЕХНОЛОГИЙ ПРИ ОТРАБОТКЕ МОЩНЫХ ПОЛОГОПАДАЮЩИХ РУДНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ В СЛОЖНЫХ ГЕОМЕХАНИЧЕСКИХ УСЛОВИЯХ

2.1 Исходные положения

2.2 Комбинированная система разработки с закладкой и обрушением

2.3 Комбинированная система разработки с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой

2.4 Комбинированная система разработки с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением

2.5 Комбинированная система разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами

2.6 Выводы по главе

ГЛАВА 3. ИССЛЕДОВАНИЕ НАПРЯЖЕННО-ДЕФОРМИРОВАННОГО СОСТОЯНИЯ И УСТОЙЧИВОСТИ МАССИВА ПОРОД В КОНСТРУКТИВНЫХ ЭЛЕМЕНТАХ КОМБИНИРОВАННЫХ ГЕОТЕХНОЛОГИЙ

3.1 Проблемы оценки напряженно-деформированного состояния массива горных пород при геомеханическом обосновании безопасных параметров подземных геотехнологий

3.2 Методика исследований

3.3 Расчетная схема, постановка задачи и краевые условия

3.4 Выбор критериев для оценки устойчивости горных пород

3.5 Геомеханическая оценка комбинированной системы разработки с закладкой и обрушением92

3.5.1 Общие положения

3.5.2 Анализ результатов моделирования напряженно-деформированного состояния массива пород

3.5.3 Оценка устойчивости массива пород в конструктивных элементах геотехнологии

3.5.4 Выводы по разделу

3.6 Геомеханическая оценка комбинированной системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой

3.6.1 Общие положения

3.6.2 Анализ результатов моделирования напряженно-деформированного состояния массива

пород

3.6.3 Устойчивость временных поддерживающих столбчатых целиков и кровли лавных подсечек

3.6.4 Выводы по разделу

3.7 Геомеханическая оценка комбинированной системы разработки с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением

3.7.1 Общие положения

3.7.2 Анализ результатов моделирования напряженно-деформированного состояния массива пород

3.7.3 Оценка устойчивости массива пород в конструктивных элементах системы разработки

3.7.4 Сравнительный анализ численного и физического моделирования напряженно-деформированного состояния массива горных пород

3.7.5 Выводы по разделу

3.8 Геомеханическая оценка комбинированной системы разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами

3.8.1 Общие положения

3.8.2 Анализ результатов моделирования напряженно-деформированного состояния породной консоли и междукамерных целиков

3.8.3 Оценка устойчивости массива пород в конструктивных элементах комбинированной системы разработки

3.8.4 Выводы по разделу

3.9 Выводы по главе

ГЛАВА 4. ИССЛЕДОВАНИЯ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ РУДЫ

4.1 Исходные положения, методика исследований

4.2 Постановка задачи и краевые условия

4.3 Моделирование выпуска руды

4.3.1 Анализ результатов выпуска руды целика при геотехнологии с закладкой и обрушением247

4.3.2 Анализ результатов выпуска руды при геотехнологии с обрушением вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой

4.3.3 Анализ результатов выпуска руды обрушенного целика при геотехнологии с выемкой

блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением

4.3.4 Анализ результатов выпуска руды при геотехнологии с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами

4.4 Выводы по главе

ГЛАВА 5. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ КОМБИНИРОВАННЫХ ГЕОТЕХНОЛОГИЙ

5.1 Методика исследований, исходные положения

5.2 Показатели извлечения при комбинированных системах разработки

5.2.1 Показатели извлечения при комбинированной системе разработки с закладкой и обрушением

5.2.2 Показатели извлечения при комбинированной системе разработки с обрушением вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой

5.2.3 Показатели извлечения при комбинированной системе разработки с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением

5.2.4 Показатели извлечения при комбинированной системе разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами

5.3 Сравнительная технико-экономическая эффективность комбинированных геотехнологий

5.3.1 Влияние параметров выемки на показатели эффективности комбинированной геотехнологии с закладкой и обрушением

5.3.2 Влияние параметров выемки на показатели эффективности комбинированной геотехнологии с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи

5.3.3 Влияние параметров выемки на показатели эффективности комбинированной геотехнологии с отработкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением

5.3.4 Влияние параметров выемки на показатели эффективности комбинированной геотехнологии с отработкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами

5.4 Технико-экономические показатели рациональных вариантов комбинированных систем разработки

5.5 Выводы по главе

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ПРИЛОЖЕНИЕ

ВВЕДЕНИЕ

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «"Развитие научных основ подземных комбинированных технологий разработки мощных пологопадающих рудных залежей в сложных геомеханических условиях"»

Актуальность проблемы

Современное состояние подземных горных работ характеризуется постоянным ежегодным углублением на 20-40 м. На рудниках Индии, Южной Африки добыча руд ведется на глубинах 3,5-4,0 км. Более десятка рудников США, Канады, Австралии ведут горные работы на глубинах 2500 и более метров. На горнорудных предприятиях России, Швеции, Финляндии начинаются разработки рудных залежей на глубинах до 2,0 км.

С переходом на большие глубины резко ухудшаются условия ведения проходческих и очистных работ: изменяются физико-механические свойства горных пород, выполаживаются их углы сдвижения, повышается температура геологической среды, наблюдается неуклонный рост горного давления в призабойных зонах и вероятность его проявления в динамической форме, увеличиваются трудности в обеспечении безопасности рабочего персонала.

С другой стороны, в современном обществе при выборе геотехнологии выемки минерального сырья нельзя не учитывать роль социальных факторов: условия труда горнорабочих, способности к автоматизации производственных процессов, возможности минимизировать ущерб окружающей среде.

Анализ практического опыта подземной добычи руд, в том числе при выемке мощных пологих залежей, показывает повсеместное применение на основных и вспомогательных процессах комплексов высокопроизводительных самоходных машин. Их использование на больших глубинах эффективно при многозабойной работе в ограниченных классах систем разработки с управлением горным давлением закладкой выработанного пространства, обрушением налегающих пород, посредством естественной устойчивости массива пород при технологиях с открытым выработанным пространством (целиками) и комбинацией выше перечисленных способов (например, с закладкой и обрушением, с открытым очистным пространством и обрушением).

Геотехнологии с закладкой выработанного пространства обеспечивают минимальные деформации подрабатываемого массива пород и сохранение земной поверхности, сравнительно безопасные условия труда, уменьшение отходов горного производства и высокий уровень полноты и качества извлечения руд. Однако их применение из-за высокой стоимости закладочных работ ограничивается ценностью минерального сырья.

Современные способы разработки руд с обрушением налегающих пород характеризуются высокой интенсивностью выемки, нагрузкой на забой, производительностью труда и сравнительно низкой себестоимостью добычи полезных ископаемых. Вместе с тем для них характерны низкие показатели качества извлечения запасов и повышенный уровень потерь руды в недрах.

Системы разработки с открытым выработанным пространством (камерные, камерно-столбовые) также отличаются низкими издержками производства и высокой интенсивностью выемки. Но с ростом глубины разработки для управления горным давлением и поддержания выработанного пространства потери руды в различного рода и назначения целиках достигают 30-40 и более процентов. Поэтому перспективным направлением является создание и обоснование новых ресурсосберегающих геотехнологий, сочетающих комбинацию систем разработки с разными способами управления горным давлением, позволяющих увеличить преимущества и минимизировать недостатки каждого из них.

Несмотря на значительный объем выполненных исследований в области совершенствования геотехнологий, анализ работы подземных рудников показал, что в мировой практике имеются лишь единичные примеры использования комбинированных систем разработки, интегрирующих разные способы управления горным давлением и состоянием разрабатываемого массива.

Геотехнологии с комбинацией существующих методов управления горным давлением на сегодняшний день являются одними из прогрессивных и мало изученных способов подземной разработки рудных месторождений. Область их безопасного и рационального применения не определена и требует дополнительных исследований.

В этой связи разработка научно-обоснованных вариантов комбинированных геотехнологий, установление области их рационального освоения является актуальной проблемой для дальнейшего развития безопасных и эффективных способов подземной добычи руд.

Объект исследования - комбинированные системы разработки мощных пологих рудных месторождений в условиях больших глубин.

Предмет исследования - способы управления горным давлением, конструктивные параметры и область применения комбинированных систем разработки.

Целью работы является обоснование комбинированных геотехнологий выемки мощных пологопадающих рудных залежей, обеспечивающих безопасность и эффективность горных работ в сложных геомеханических условиях, в том числе на больших глубинах.

Идея работы состоит в использовании основных преимуществ существующих способов поддержания очистного пространства с учетом закономерностей формирования напряженного состояния массива пород и его устойчивости, для определения параметров и области применения комбинированных систем разработки.

Задачи исследований:

1. Обоснование способа отработки глубокозалегающих пологих залежей руд, предусматривающего сочетание систем разработки с твердеющей закладкой и обрушением.

2. Разработка геотехнологии безопасной и эффективной отработки мощных пологопада-ющих рудных месторождений малой и средней ценности, интегрирующей управление состоянием массива пород камерно-столбовой выемкой и системой с обрушением.

3. Обоснование вариантов систем разработки мощных пологих залежей с камерно-целиковым порядком выемки, совмещающеготехнологии с открытым выработанным пространством и обрушением и выпуском руды под защитой породной консоли.

4. Исследование закономерностей изменения показателей полноты и качества извлечения запасов руды при комбинированных геотехнологиях с оценкой их эффективности в зависимости от ценности добываемого минерального сырья.

5. Концептуальное представление и развитие комбинированных систем разработки, выбор и определение области их безопасного применения в зависимости от глубины горных работ.

Методы исследований: анализ, обобщение, физическое (фотоупругие, эквивалентные материалы) и численное моделирование (метод конечных и дискретных элементов), лабораторные эксперименты, сравнение, математическая статистика, регрессионный анализ, технико-экономическая оценка.

Научные положения, выносимые на защиту:

1. Безопасная и эффективная отработка мощных пологопадающих рудных месторождений в тектонически напряженных массивах на глубинах от 800 до 1600 м достигается применением сочетания систем разработки с твердеющей закладкой и обрушением посредством формирования искусственных и временных рудных целиков, параметры которых определяются пролетом выемочного участка в зависимости от мощности залежи и нарушенности пород.

2. На мощных пологих рудных месторождениях в интервале глубин 400-800 м при выемке, совмещающей камерно-столбовую отработку в лежачем и висячем боках залежи с технологией с обрушением, безопасность горных работ обеспечивается:

- в массивах с близким к равнокомпонентному распределению исходных напряжений;

- формированием опережающей защитной зоны и высотой обрушения налегающей кровли, равными не менее мощности залежи;

- менее жесткими столбчатыми целиками нижней подсечки по сравнению с верхней.

3. При комбинированной камерно-целиковой геотехнологии с выпуском руды из подкон-сольного пространства в условиях повышенных тектонических напряжений, действующих в массивах, безопасность горных работ обеспечивается при соотношениях ширины временного рудного целика с камерным пролетом для глубин 800 и 1250 м соответственно не менее 0,6 и 0,9 и высотой обрушения налегающей толщи к мощности залежи больше или равной 1,0.

4. Полнота извлечения и эффективность добычи минерального сырья средней и малой ценности при использовании комбинированных геотехнологий достигаются рациональными соотношениями параметров выемки и выпуска:

- толщина отбиваемого слоя при выемке запасов панели с обрушением и высота подсечки, формируемой камерно-столбовой отработкой в кровле и почве залежи составляют: для мощности залежи 20 и 40 м толщина отбиваемого слоя соответственно 3,0 и 4,04,5 м, высота подсечки - 5,0-6,0 и 4,0-5,0 м;

- при выпуске обрушенного целика в условиях отработки блока под защитой породной консоли средний показатель отношения мощности залежи к длине консоли составляет: для поочередного режима выпуска - 0,6 и 1,4; для одновременного - 0,85 и 1,5.

5. Развитие комбинированных геотехнологий, сочетающих способы поддержания очистного пространства естественной устойчивостью пород (I класс), обрушением (II) и твердеющей закладкой (III), позволяет выделить эти системы разработки в отдельный класс при выемке мощных пологопадающих рудных месторождений в тектонически напряженных массивах до глубин 1600 м.

Достоверность научных результатов подтверждается: использованием апробированных и обоснованных методов исследований, а также сертифицированных программных комплексов; корректностью постановки краевой задачи теории упругости с начальными и граничными условиями применительно к массиву горных пород с учетом их физико-механических свойств и типа напряженного состояния; обоснованностью принятия исходных данных для моделирования; соответствием результатов моделирования установленным классическим закономерностям изменения напряжений в массиве пород при техногенном воздействии на него; качественной и количественной согласованностью результатов физического и численного моделирования: на фотоупругих материалах и методом конечных элементов (МКЭ), на эквивалентных материалах и методом дискретных элементов (МДЭ); опытно-промышленной апробацией одной из комбинированных геотехнологий на действующем руднике.

Научная новизна работы заключается в:

- установлении взаимного влияния чередующихся искусственных закладочных массивов, временных рудных целиков и налегающей породной толщи с соотношениями параметров выемки, обеспечивающих безопасность очистных работ;

- выявлении закономерностей изменения устойчивости пород в конструктивных элементах комбинированной технологии с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи в зависимости от действующих исходных напряжений в массиве, параметров очистных забоев, высоты зоны обрушения породной кровли и направления фронта ведения добычных работ;

- установлении зависимостей влияния соотношений параметров временных рудных целиков и очистных камер, исходных тектонических и вертикальных напряжений, высоты зоны обрушения пород кровли и мощности залежи на устойчивость основных элементов комбинированной геотехнологии с выпуском руды из подконсольного пространства;

- определении закономерностей изменения показателей извлечения руды и валовой прибыли в зависимости от параметров выпуска и конструктивных элементов комбинированных систем разработки;

- установлении взаимосвязи между напряженно-деформированным состоянием массива пород и элементами управления горным давлением для разработки методических основ выбора и обоснования комбинированных геотехнологий применительно к сложным геомеханическим условиям.

Личный вклад автора состоит: в обобщении проблемы разработки мощных пологих рудных месторождений в сложных геомеханических условиях больших глубин; в выборе, постановке и решении комплексных геотехнических задач путем проведения физического и численного моделирования напряженно-деформированного состояния массива пород, его устойчивости и выпуска руды, а также технико-экономического анализа; в получении на основе геомеханических, технологических и экономических обоснований устойчивых связей между конструктивными элементами систем разработки и напряженно-деформированным состоянием массива пород, а также показателями извлечения и эффективности выемки, позволяющими управлять параметрами геотехнологии; в формулировке и обосновании научных положений.

Практическое значение работы заключается; в разработке безопасных и эффективных подземных геотехнологий выемки мощных пологих глубокозалегающих залежей руд невысокой ценности; в научном обосновании методического подхода развития и выбора области применения комбинированных геотехнологий, сочетающих разные способы управления горным давлением при отработке мощных пологопадающих рудных месторождений в условиях многофакторного влияния геомеханических и техногенных параметров, что требует их унификации и выделения в отдельный класс систем разработки; в использовании в зависимости от условий и глубины выемки обоснованных с позиций горной геомеханики и экономической целесообразности параметров конструктивных элементов комбинированных геотехнологий, обеспечивающих безопасность и эффективность выемки месторождений; в использовании полученных результатов исследований как основания для проведения и планирования геомеханического мониторинга на месторождениях при ведении горных работ в сложных геологических и геодинамических условиях больших глубин.

Реализация работы. Результаты исследований и полученные на их основе рекомендации реализованы: при разработке технологических регламентов «Геомеханическое обоснование ва-

риантов отработки Масловского месторождения» (договор № 23-73), «для проекта отработки вкрапленных руд гор. + 90 Западного участка поля «прирезки» рудника «Заполярный»» (договор № 388-23) с рекомендациями проведения опытно-промышленных испытаний в северной части залежи в районе тектонического сброса, «для отработки вкрапленных руд залежи В-О рудника «Октябрьский» (договор № 23-169) с внедрением в проектную документацию на одновременную выемку руд залежей В-1н и В-о; на Николаевском руднике (ОАО «ГМК Дальполи-металл») при опытно-промышленной отработке блоков «Север-7» и «Север-9»; при выполнении научно-исследовательских работ по геомеханической оценке условий отработки Артемьев-ского месторождения «Определение пожароопасности руд и вмещающих пород и трехмерное численное моделирование возможной геомеханической обстановки для определения возможности отработки Артемьевского месторождения без применения закладки» и «Геомеханический анализ состояния пустот на Артемьевской шахте и определение их степени влияния на условия отработки Артемьевского месторождения», результаты которых приняты при разработке проектной документации; в учебном пособии «Подземная разработка рудных месторождений / А.М. Фрейдин, А.А. Неверов, С.А. Неверов / Часть 1, 2, ИГД СО РАН, НГУ, 2012, для студентов и аспирантов по специальности «Геомеханика»; при выполнении в соответствии с направлением фундаментальных исследований РАН в проектах: VП.60.4.6. Развитие теории и создание ресурсосберегающих инновационных технологий добычи руд в сложных геомеханических условиях больших глубин (№ 01201055986); ФЦП «Научные и научно-педагогические кадры инновационной России» на 2009-2013 гг., (2011-1.2.2-151-006-020), «Геомеханическая оценка эволюции напряженно-деформированного состояния массива пород с ростом глубины разработок и обоснование на ее основе безопасных и эффективных способов выемки рудных залежей»; ОНЗ-3.2. «Повышение эффективности освоения недр на базе новой комплексной ресурсосберегающей геотехнологии отработки мощных пологопадающих рудных залежей»; 27.4 «Развитие методологии выбора высокоэффективных геотехнологий добычи стратегически важного минерального сырья на базе типизации геомеханических условий разработки» за 2012-2015 гг.; VШ.74.4.4. «Методология создания комбинированных геотехнологий разработки месторождений Норильска и Якутии с высокой неоднородностью характеристик рудных тел и параметров полей напряжений (№ 01201353203); ФНИ ЕХЛ32.4.1. «Развитие научных основ и разработка физико-технической геотехнологии освоения месторождений твердых полезных ископаемых в сложных горно-геологических и геомеханических условиях на основе интенсификации и совмещения производственных процессов» № АААА-А17-117092750075-0.

Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались на российских и международных научно-технических симпозиумах и конференциях: «Неделя горняка», Москва, 2007-2008, 2018; «ГЕО-Сибирь», Новосибирск, 2007, 2018, «Молодежь и наука на Севере», УрО

РАН, 2008; Advances in geotechnical and structural engineering - Proceedings of the Fifth China-Russia Symposium on Underground and Building Engineering of City and Mine / China University of Mining and Technology Press, 2008, China; «Фундаментальные проблемы формирования техногенной геосреды», ИГД СО РАН, Новосибирск, 2008, 2010, 2012; Всероссийская молодежная научно-практическая конференция, ИГД УрО РАН, Екатеринбург, 2010; INTERNATIONAL GEOMECHANICS CONFERENCE Theory and practice of geomechanics for effectiveness the mining production and the construction, International House of Scientists Fr.J. Curie Varna, Bulgaria 2010; «Проблемы и тенденции рационального и безопасного освоения георесурсов», Апатиты, 2010; «Геодинамика и напряженное состояние недр Земли», ИГД СО РАН, 2011, 2017; «Нелинейные геомеханико-геодинамические процессы при отработке месторождений полезных ископаемых на больших глубинах», Вэйхай, Китай, 2015; «Форум горняков», Днепропетровск, Украина, 2012; «Горняцкая смена» ИГД СО РАН, Новосибирск; «Геомеханика в горном деле», ИГД УрО РАН, Екатеринбург, 2013; «Деформирование и разрушение материалов с дефектами и динамические явления в горных породах и выработках», Крым, Алушта, 2013, 2014; «Проблемы развития горных наук и горнодобывающей промышленности», ИГД СО РАН, Новосибирск, 2014; «Геомеханические и геотехнологические проблемы эффективного освоения месторождений твердых полезных ископаемых северных и северо-восточных регионов России», ИГДС СО РАН, Якутск, 2015; «Фундаментальные и прикладные вопросы горных наук», Новосибирск, 2016-2019; International Multidisciplinary Scientific Geoconference, Exploration and mining mineral processing, Sofia, Bulgaria, 2018; International Multidisciplinary Scientific GeoConference Surveying Geology and Mining Ecology Management, 2019; на заседании главного управления государственной экспертизы (Красноярский филиал ФАУ Главгосэкспертиза РФ), 2019 г.

Публикации. По теме диссертации опубликовано 57 научных работ, в том числе две монографии и учебное пособие.

Структура и объем работы. Диссертационная работа состоит из введения, 5 глав, заключения, списка литературы из 239 наименований, 6 приложений, выполнена на 359 с., включая 232 рисунка и 73 таблицы.

Автор глубоко признателен и благодарен академику РАН, д.т.н., проф., М.В. Курлене за консультации, ценные замечания, обсуждения и оценку результатов исследований диссертационной работы, а также д.т.н. А.П. Тапсиеву за многолетнее творческое сотрудничество, советы и помощь в проводимых исследованиях и благодарен коллективу научных сотрудников ИГД им. Н.А. Чинакала СО РАН за полезные консультации и внимание к работе.

Автор считает своим долгом выразить особую признательность и огромную благодар-

ность своему учителю и наставнику д.т.н., проф., [А.М. Фрейдину, определившему научный путь и передавшему все свои знания.

ГЛАВА 1. АКТУАЛЬНОСТЬ ТЕМЫ, ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЯ

1.1 Геолого-структурные особенности пологих мощных рудных

месторождений

В настоящей диссертации в качестве основных объектов разработки рассматриваются подземные рудники Норильского и Дальневосточного регионов. В научно-технической литературе довольно подробно освещены их горно-геологические и горнотехнические условия разработки [1-25]. Ниже приведем краткие геолого-структурные и геомеханические условия отработки этих месторождений.

На рисунке 1.1.1 приведена блоковая геолого-структурная схема группы полиметаллических рудников Норильского региона.

Рисунок 1.1.1. Геолого-структурная схема расположения рудников Норильского региона

Геолого-структурное строение шахтного поля рудника "Маяк". Основные запасы рудника "Маяк" приурочены к Юго-Западной ветви Талнахского интрузива. По технологическим свойствам и содержанию полезных компонентов на месторождении выделяются три типа руд: сплошные сульфидные, вкрапленные и медистые. Наибольшее распространение получили образующие единую толщу вкрапленные руды, которые перекрывают сплошные сульфидные руды.

Пологая залежь вкрапленных руд вытянута в субмеридиональном направлении и имеет значительные размеры по площади. Рудное тело залегает на глубине 160-200 м, погружаясь на юг под углом 5-7° (рисунок 1.1.2). Мощность залежи достигает 50 м. Трещиноватость руд и пород оценивается [4; 9; 14] от средней до весьма сильной. Нарушенность их преимущественно сильная, что обусловлено интенсивным развитием ослабляющих вторичных минералов по трещинам. Только на 30-40 % площади нарушенность оценивается как средняя. Коэффициент структурного ослабления [14-17] изменяется в пределах 0,2-0,4, т.е. прочность пород в массиве при одноосном сжатии уменьшается до 40-70 МПа.

Рисунок 1.1.2. Геологический разрез по разведочной линии 25 Центрального участка рудника "Маяк" Физико-механические свойства вкрапленных руд и вмещающих пород в поле рудника "Маяк" приведены в таблице 1.1.1.

Тектоническая обстановка на месторождении определяется его геолого-структурными особенностями, а именно расположением в поле рудника "Маяк" Норильско-Хараелахского разлома. При этом основными структурными элементами являются Западный и Центральный сбросы и западный флексуросброс, имеющие субмеридиональное простирание. Эти и оперяющие их нарушения более низких порядков определяют высокую степень трещиноватости руд и пород. Поэтому интрузия и налегающий массив разделен на блоки разных размеров и форм.

Горнотехническая обстановка разработки вкрапленных руд в первую очередь характеризуется подработкой рудной залежи на всей ее площади в результате выемки запасов сплошных

и богато-вкрапленных руд системами со сплошной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями.

Таблица 1.1.1. Физико-механические свойства руд и пород

Прочность Модуль упругости, ГПа Коэффициент Пуассона

Наименование при одноосном сжатии, МПа при растяжении, МПа

1 2 3 4 5

Оливиновый 50-130 4-16 35-108 0.17-0.25

габбро-долерит 70 10 60 0,19

Пикритовый 60-280 9-28 54-132 0,17-0,36

габбро-долериг 150 12 80 0,26

Троктолитовый 70-220 8-13 60-110 0,20-0,34

габбро-долерит 160 10 80 0,26

Такситовый 110-180 4-19 40-62

габбро-долерит 150 12 50

Примечание - Числитель - пределы колебаний показателя; знаменатель - его среднее значение.

Подработка вкрапленных руд и связанные с этим смещения пород способствовали ослаблению массива по трещинам и снижению устойчивости обнажений в выработках. Кроме того, нарушение связей по трещинам между блоками смещающегося массива перекрывающей толщи сделали ее более подвижной.

Мониторинг процессов активного сдвижения горных пород с 1969 по 2000 гг. [4, 9] показал, что среднее оседание земной поверхности по реперам составляет 40-50 мм в год. В настоящее время процесс сдвижения горных пород медленно затухает.

В целом можно отметить, что для шахтного поля рудника "Маяк" характерно интенсивное проявление разрывной тектоники взбросо-сбросового типа разных порядков и связанной с ней трещиноватости.

Горный отвод рудника "Комсомольский" включает два рудных поля, генетически и территориально относящихся к разным месторождениям - Октябрьскому и Талнахскому: Северо-Западное и Северо-Восточное поля [4; 9; 17].

Северо-Западное поле условно отнесено к юго-западному флангу Октябрьского месторождения. Оно расположено в Западном крыле Центрального грабена и ограничено с востока зоной западных сбросов с суммарной амплитудой смещения около 300 м. Основная залежь вкрапленных руд простирается с юга на север длиной от 200 до 2500 м, шириной (восток-запад) от 160 до 1700 м. Мощность залежи колеблется от 3 до 52 м и составляет в среднем 17 м. Глубина ее залегания: минимальная на юге 440 м, максимальная на севере 850-1000 м.

Площадь распространения вкрапленных руд значительно больше сплошных. При выклинивании сплошных руд в широтном направлении их продолжением являются тела медистых руд. С удалением к флангам рудные тела как медистых, так и вкрапленных руд ветвятся с увеличением мощности отдельных слоев и безрудных прослоев. В северной части участка, в рай-

оне залежи богатых руд С-1, вкрапленные руды образуют два горизонта. Расстояние от почвы верхнего тела до кровли нижнего изменяется от 50 до 100 м.

В северной части участка сильная тектоническая нарушенность отмечается в районе залежи богатых руд С-1, которая с юга ограничена сбросом субширотного направления и на севере пересечена сбросом того же направления. Залежи вкрапленных и медистых руд между этими сбросами пересечены группой разрывных нарушений меридионального направления с амплитудой смещения от 5 до 10 м (рисунок 1.1.3). По нарушенности вкрапленные руды распределяются на: сильнонарушенные 37 % (коэффициент структурного ослабления Кс = 0,2-0,45), сред-ненарушенные 54 % (Кс = 0,5-0,8), слабонарушенные 9 % (Кс = 0,8-0,95). Аналогично по трещи-новатости: сильная - 20 %. средняя - 23 %, слабая - 22 % и от средней до сильной - 20 %.

Рисунок 1.1.3. Геологический разрез по 3-му соединительному штреку Северо-Западного поля

рудника "Комсомольский"

Средняя мощность вкрапленных руд составляет 20 м. Залежь полого под углом 5-10° погружается к северо-востоку и прослеживается в этом направлении на длину 5 км. Ширина ее составляет 1,3 км. На восточном фланге залежь поднимается вверх под углом до 45° и далее выклинивается. Глубина залегания - от 420 до 730 м. На значительной части поля вкрапленные руды залегают непосредственно на сплошных. На остальных участках площади сплошные и вкрапленные руды разделены прослоями долеритов и роговиками мощностью до 10-12 и 5-7 м соответственно. На отдельных участках между сплошными и вкрапленными рудами залегает слой медистых руд мощностью до 12-25 м.

Список литературы диссертационного исследования доктор наук Неверов Александр Алексеевич, 2020 год

□ и -

Тектоническая модель (Н = 800 м)

Тектоническая модель (Н = 2000 м)

- шкала напряжений см. таблица 3.8.1

Таблица 3.8.8. Сравнительная оценка НДС массива пород в элементах геотехнологии в зависимости от ориентации фронта выемки относительно 0ктах, действующих на месторождении (поперечный разрез по панелям в 12,5 м от очистного забоя МКЦ - В-В, см. рисунок 2.5.1)_

Напряжения, МПа

Направление фронта ведения горных работ

0Ь.тах ориентировано поперек целика

Актах ориентировано вдоль целика

Геодинамическая модель (Н = 800 м)

Ттах

Тектоническая модель (Н = 800 м)

к *

о о-

■ г1, л'

Тектоническая модель (Н = 1600 м)

Тектоническая модель (Н = 2000 м)

Ттах

* - шкала напряжений см. таблица 3.8.3

а

б

сг,, МПа 40

800

1200

1600

II, и

1

1 "Ч.

ч > *ч

\ \ V \ N. \

-2 -3 -4 -5

а3, МПа

2000 Н, м

800 1200 1600 2000 Рисунок 3.8.5. Изменение главных напряжений в центре по основанию породной консоли (в 10 м от очистного забоя камеры) при тектонической модели геосреды в зависимости от глубины выемки и ориентации фронта горных работ относительно 0ь.тах для условий 1-го этапа расчета: а - 01; б - 03 1 - 0ь.тах ориентировано поперек целика (камеры); 2 - 0ь.тах ориентировано вдоль целика (камеры)

а

б

И, м

800 1200 1600 2000 Рисунок 3.8.6. Изменение максимальных главных напряжений а\ при тектонической модели геосреды в зависимости от глубины выемки и ориентации фронта горных работ относительно оь.шах для условий 1-го этапа расчета: а - в призабойной зоне камеры по рудной залежи (4 м от забоя в глубь массива); б - в призабойной зоне целика по рудной залежи (4 м от забоя целика); в - в бортах МКЦ по рудной залежи

(12,5 м от очистного забоя целика) 1 - оь.шах ориентировано поперек целика (камеры); 2 - оь.шах ориентировано вдоль целика (камеры)

Рисунок 3.8.7. Изменение минимальных главных напряжений а3 в кровле выработанного пространства (20 м от торца породной консоли) при тектонической модели геосреды в зависимости от глубины выемки и ориентации фронта горных работ относительно 0Ь.тах для условий 1-го этапа расчета: 1 - оь.шах ориентировано поперек целика (камеры); 2 Оь.шах ориентировано вдоль целика (камеры)

- в призабойном массиве как в границах камеры, так и МКЦ, максимальные сжимающие напряжения 01 при ориентации актах вдоль камеры в среднем 1,15 раза меньше, чем в варианте с действием актах поперек целика. При этом в бортах целиков наблюдается противоположная ситуация, свидетельствующая о меньшей их напряженности в условиях ориентации актах поперек камеры;

- в кровле зоны обрушения (выработанного пространства) наибольшие растягивающие напряжения 03 отмечаются при действии в массиве пород месторождения актах вдоль целика. Поэтому в данном варианте вероятность обрушения налегающей толщи пород за счет возникновения трещин отрыва выше, чем в условиях ориентации актах поперек камеры;

- наибольшая концентрация сжимающих 01 и сдвиговых тшах напряжений в угловых участках породной консоли как со стороны очистной камеры, так и кровли зоны обрушения с переходом к периферии консоли, наблюдается в условиях действия актах вдоль целика. В связи с чем в данном варианте возникает высокая вероятность потери устойчивости пород консоли в виде «скола или среза» по диагонали от верхнего угла погашенной камеры со стороны прилегающего массива к угловой области зоны обрушения.

в

Результаты моделирования НДС массива пород в элементах геотехнологии в зависимости от параметров камер и междукамерных целиков (2 этап расчета - для глубины 800 м) представлены на р исунках 3.8.8-3.8.11.

На рисунках 3.8.8-3.8.9 показан характер распределения главных напряжений в центральном сечении временных междукамерных целиков соответственно в вертикальном по их длине (соответствует разрезу Е-Е, см. рисунок 2.5.1) и в поперечном по их ширине (соответствует разрезу Б-Б, см. рисунок 2.5.1).

Анализ полученных результатов о НДС горных пород показал, что при фиксированных конструктивных параметрах системы разработки максимальная концентрация сжимающих нагрузок 01 отмечается в целиках в условиях гравитационного распределения исходного поля напряжений в нетронутом массиве, которые в 1,4 и 1,2 раза выше, чем при тектонической и геостатической модели геосреды соответственно. Изменение минимального главного давления 03 свидетельствует об отсутствии в центральной части целиков растягивающих усилий в варианте с гравитационным распределением напряжений в сравнении с тектоническим и равнокомпонент-ным типами геомеханических условий разработки, где имеются области незначительного растяжения 03 <-0,5 МПа.

а б в

Рисунок 3.8.8. Распределение главных напряжений в центральном вертикальном сечении МКЦ по его длине в зависимости от типа геомеханических условий разработки при Н = 800 м, m = 40 м, Вк = 46 м, Вц = 12 м, Lp = 140 м, Lp.,, = 160 м, L0 = 60 м: а — тектоническая модель; б — геостатическая; в — гравитационная

В кровле камер картина распределения главных напряжений в отличие от НДС целиков меняется на противоположную (см. рисунок 3.8.9). Максимальные значения компоненты а1 наблюдаются при значительных горизонтальных напряжениях (д = 2), действующих в породном массиве, минимальные — при вертикальных (д = 0,283). Однако наличие больших по величине растягивающих напряжений (аз = -10 МПа) в кровле камер резко снижает область применения рассматриваемой системы разработки в условиях гравитационной модели геосреды.

На рисунке 3.8.10 представлен уровень действующих сдвиговых напряжений гтах по длине зависающей породной консоли в центре камеры. Рассмотрение этих величин с детальным анализом главных напряжений (а1, аз) и учетом значений пределов прочности массива пород на сжатие, растяжение и сдвиг показало, что потеря устойчивости налегающей толщи в кровле связана с действием растягивающих нагрузок, особенно в варианте с низким коэффициентом бокового давления (д = 0,283). За счет высоких горизонтальных напряжений, действующих в массиве в тектонической и геостатической моделях геосреды, растягивающие усилия в кровле камер минимальны и составляют минус 1,0 и минус 2,0 МПа соответственно. Отметим, что снижение прочности целиков главным образом обусловливается действием в массиве пород значительных по величине напряжений сжатия и сдвига.

а б в

Рисунок 3.8.9. Распределение главных напряжений в центральном поперечном сечении МКЦ в зависимости от типа геомеханических условий разработки при Н = 800 м, т = 40 м, Вк = 46 м, Вц = 12 м, Ьр = 140 м, ¿р.о = 160 м, ¿о = 60 м: а — тектоническая модель; б — геостатическая; в — гравитационная

а б в

Рисунок 3.8.10. Характер распределения максимальных касательных напряжений Гтах в продольном вертикальном сечении камеры в зависимости от типа геомеханических условий разработки при Н = 800 м, т = 40 м, Вк = 46 м, Вц = 12 м, ¿р = 140 м, ¿р.о = 160 м, ¿о = 60 м: а — тектоническая модель; б — геостатическая; в — гравитационная

На рисунке 3.8.11 показаны результаты исследований параметров междукамерных целиков, камер и соответственно пролета отработки на НДС массива горных пород.

Увеличение ширины целика от 12 до 25 м приводит, с одной стороны, к снижению максимального сжимающего напряжения 01 в его центральной части в среднем в 1,3 раза, независимо от ширины камеры и величины бокового давления д (см. рисунок 3.8.11 а), с другой — к незначительному росту растягивающих усилий оз (см. рисунок 3.8.11 б). При этом компонента 01 при гравитационном распределении исходного поля напряжений более чем в 1,35 и 1,2 раза выше, чем при тектоническом и геостатическом типе геомеханических условий разработки.

л1) 2?

? '■-Вк, ы

^"___"~"I- 1кроиле камеры

45 :о (о

Рисунок 3.8.11. Характер изменения главных напряжений в зависимости от параметров выемки (Н = 800 м): 01 в центральной части целиков в зависимости от Вц (а); аз в зависимости от Вц при Вк = 3646 м (б); 01 и аз в зависимости от Вк при Вц = 12 м (в): 1 — тектоническая модель; 2 — геостатическая;

3 — гравитационная

Повышение ширины камеры с 36 - 46 до 56 - 65 м при фиксированных размерах Вц, ведущее к росту пролета отработки (со 160 до 220 м), сопровождается увеличением давления а1 в центре целиков в 1,3 раза и растягивающих напряжений 03 в породах кровли в 1,5, 1,3 и 1,1 раза соответственно для тектонической, геостатической и гравитационной геомеханической моделей геосреды (см. рисунок 3.8.11 в). Изменение компоненты а3 в кровле погашенных камер при росте Вц от 12 до 25 м свидетельствует о снижении в ней растягивающих усилий от минус 2,0 до 0, от минус 3,2 до минус 1,5 и от минус 11 до минус 9,0 МПа соответственно при боковом давлении q = 2, q = 1 и q = 0,283 (см. рисунок 3.8.11 б). Как видно из рисунков, наибольшие значения напряжений наблюдаются в условиях гравитационного распределения напряжений в нетронутом массиве пород.

Таким образом, как и при других вариантах комбинированных геотехнологий, выполненные исследования позволили установить степень влияния глубины выемки, типа геомеханической модели геосреды, ориентации фронта выемки относительно исходных природных горизонтальных напряжений, действующих в массиве, а также конструктивных параметров и особенностей рассматриваемой системы разработки на безопасность ведения горных работ. Показано, что область освоения технологии определяется напряженно-деформированным состоянием породной консоли и временных междукамерных целиков. С точки зрения предельных прочностных характеристик горных пород геотехнология в полной мере отвечает условиям тектонически напряженных массивов ^ > 1). Вероятность послойного обрушения пород нависающей консоли в открытую камеру за счет высоких растягивающих напряжений при гравитационной модели геосреды значительно ограничивает параметры камерной выемки и междукамерных целиков, что резко сужает область освоения геотехнологии по глубине выемки (Н < 800-1000 м).

3.8.3 Оценка устойчивости массива пород в конструктивных элементах комбинированной системы разработки

Основным условием безопасного и эффективного освоения рассматриваемой геотехнологии, как и выше описанной системы с выемкой блока из подконсольного пространства, является обеспечение устойчивости нависающей торцевой породной консоли над открытой камерой и сохранности временных междукамерных целиков на стадии их погашения.

Оценка устойчивости пород осуществлялась по критериям Кулона-Мора и наибольших растягивающих напряжений с использованием показателей Ку и в соответствии с разделом

3.4.

В таблицах 3.8.9-3.8.11 приведены зоны возможных разрушений пород в конструктивных элементах системы разработки в условиях массивов с Кс = 0,35-0,45 для 1 этапа расчета (в зависимости от геомеханической модели геосреды, глубины выемки и направления фронта разви-

тия горных работ относительно действия исходных природных горизонтальных напряжений, действующих в массиве).

Таблица 3.8.9. Зоны возможных разрушений пород по критерию Кулона-Мора при Кс = 0,45 в элементах комбинированной геотехнологии для условий 1-го этапа расчета (в вариантах q = 2,7 и q = 2 ОЪ.тах ориентировано поперек целика-камеры)_

Н, м Геодинамическая модель Тектоническая модель Геостатическая модель Гравитационная модель _продольный разрез в центральной части камеры (разрез Д-Д, см на рисунке 2.5.1)_

о о 00

о о

2

о о

продольный разрез в центральной части междукамерного целика (разрез Е-Е)

о о 00

о о

2

о о

Анализ устойчивости элементов геотехнологии показал, что наиболее опасными участками с точки зрения потери прочности массива являются борта панельного ленточного целика с выходом вероятной зоны обрушения пород к буровому орту вентиляционно-посадочного горизонта, а также область в районе бурения посадочных скважин в рассматриваемых геомеханических моделях геосреды на глубинах свыше 1100-1200 м. При этом наиболее обширные зоны разрушения наблюдаются в модели с гравитационным характером распределения исходных

напряжений в массиве. В данном случае увеличение ширины междукамерного целика до 2535 м, мониторинг состояния выработок и их крепления являются обязательными требованиями для обеспечения безопасности работ.

Следует отметить наличие зон обрушения пород нависшей торцовой консоли, кровли и почвы выработанного пространства в условиях гравитационной модели геосреды. Поэтому на больших глубинах (Н > 1000 м) снижение опасных концентраций напряжений возможно за счет создания площадной разгрузки краевой призабойной части междукамерных целиков.

Результаты исследований при Кс = 0,8 свидетельствуют о достаточной прочности конструктивных элементов геотехнологии и высокой безопасности ведения горных работ на глубинах до 1350-1400 м в массивах с наличием тектонических напряжений, поскольку обширных зон вероятных разрушение пород не возникает.

Как было отмечено выше, формирование повышенной концентрации сжимающих и максимальных касательных усилий в области периметра породной консоли со стороны массива в варианте действия природных тектонических напряжений аь.тах вдоль целика (камеры) обусловливает возможность потери ее устойчивости в виде «скола или среза» по диагонали от верхнего угла камеры со стороны прилегающей рудной залежи к угловому участку зоны обрушения. В связи с чем наиболее благоприятная геомеханическая ситуация в элементах геотехнологии складывается в условиях ориентации аь.тах поперек камеры.

Анализ степени влияния размеров камер, целиков и пролета отработки на устойчивость пород на глубинах 800-900 м показал следующее.

Повышенная устойчивость (Ку > 1) междукамерных целиков с размерами Вц = 12-25 м по критерию Кулона - Мора в большей степени характерна для тектонической и геостатической моделей геосреды при сцеплении пород с учетом их нарушенности более 15-18 МПа (Кс = 0,50,8). В варианте с гравитационным типом геомеханических условий разработки при Кс < 0,6 прочность целиков резко снижается (Ку < 1). Сохранность целиков при увеличении ширины камеры до 56 - 65 м и соответственно пролета отработки со 160 до 220 м при Кс = 0,6 обеспечивается в тектонически напряженных массивах при Вц не менее 16-18 м, в условиях равнокомпо-нентного типа геосреды при Вц > 20-22 м. В гравитационной модели с ростом Вк породы междукамерных целиков с параметрами Вц = 12-25 м находятся в запредельном состоянии.

Оценка прочности кровли камер по критерию растягивающих усилий показала, что за счет значительного бокового давления (д) в вариантах с тектоническим и геостатическим распределением исходных напряжений в массиве налегающая толща пород находится в устойчивом состоянии Ку > 1. В условиях с д = 0,283 потеря устойчивости пород кровли значительна и в большей степени относится к камерам увеличенной ширины.

Таблица 3.8.10. Зоны возможных разрушений пород по критерию Кулона-Мора при Кс = 0,45 в элементах комбинированной геотехнологии для условий 1-го этапа расчета (в вариантах д = 2,7 и д = 2 рь.тах ориентировано поперек целика-камеры)_

Н, м

Геодинамическая модель

Тектоническая модель

Геостатическая модель

Гравитационная модель

поперечный разрез по панелям в 12,5 м от очистного забоя междукамерного целика (разрез В-В - в срединной части по длине МКЦ, ¿з.з = 25 м до консоли)

о о 00

* а г) * Л 1 О г*

т 1 _ 1 1 Л ' ^ П |~1 1 • п

о о

2

о о

поперечный разрез по камерам в срединной части породной консоли (разрез Б-Б)

о о 00

о о

2

о о

Таблица 3.8.11. Зоны возможных разрушений пород по критериям Кулона-Мора и наибольших растягивающих усилий в элементах комбинированной геотехнологии (см. на рисунке 2.5.1) при тектонической модели геосреды для условий 1-го этапа расчета при ориентации оъ.тах вдоль целика-камеры_

Н, м

по критерию Кулона-Мора при Кс = 0,35

по критерию наибольших растягивающих (К )напряжений

Разрез Д-Д

Разрез Б-Б

0 0

00

0 0 2

0 0

Следовательно, безопасность отработки рудных залежей определяется параметрами природных тектонических напряжений, действующих в массиве, а также величиной камерного пролета, шириной временного рудного целика и длиной породной консоли. Применительно к месторождениям с наличием тектонических напряжений ^ > 1) минимальная ширина целиков МКЦ в зависимости от пролета камеры и длина породной консоли с учетом степени нарушен-ности массива пород устанавливаются по графикам (рисунок 3.8.12).

10 20 30 40 50 60 0,1 0,3 0,5 0,7 0,9

Шири на (пролет) камеры (йк), м Кс, д.ед

Рисунок 3.8.12. Зависимости минимальных размеров целиков МКЦ от пролета камеры (а) и длины породной консоли от коэффициента структурного ослабления Кс при устойчивых параметрах МКЦ (б) и мощности рудного тела т = 20-40* м (при т = 40* м - ширину целика следует уменьшить на 10-12 %)

Так, в зависимости от нарушенности массива пород безопасность ведения очистных работ в условиях q > 1 при данной геотехнологии обеспечивается следующими соотношениями параметров целиков и камер:

К Вц/Вк

Н = 800 м Н= 1200 м

К > 0,7 > 0,36-0,4 > 0,63-0,67

Кс = 0,4-0,5 > 0,5-0,55 > 0,83-0,87

Кс = 0,3 > 0,8-0,85 > 1,2

* - меньшее значения соотношения относится к т = 40 м, большее к т = 20 м

Анализ результатов геомеханического обоснования системы разработки позволил установить эмпирическую зависимость для определения безопасной ширины временного междукамерного целика (МКЦ) от параметров выемки в условиях тектонической и геостатической моделей геосреды ^ > 1) при ориентации оь.тах поперек камеры, LR ~ т и М- = т:

Вц = Вк х

г 0,0004Н Л

К

0,9

с

+ 0,0028Н - 0,1т - 3,0 (3.8.1)

где Вк - пролет (ширина) камеры, 18 < Вк < 50-55 м; Н - глубина разработки, 800 < Н < 1200 м; Кс - коэффициент структурного ослабления массива пород, 0,3 < Кс < 0,7; т - мощность залежи, 20 < т < 40 м.

Относительная погрешность данной формулы с результатами численных расчетов не превышает 10 %.

Также показано, что в устойчивых и средненарушенных массивах с ростом глубины выемки от 800 до 1200 м длина породной консоли изменяется от 1,7 до 1,2 т и 1,3 до 0,8 т соответственно (где, т - мощность залежи).

Таким образом, безопасными глубинами освоения рассмотренного варианта комбинированной геотехнологии в нарушенных массивах (Кс < 0,3) при наличии тектонических напряжений ^ > 1) являются Н < 800-1000 м. На месторождениях с устойчивыми вмещающими породами средней и малой степенью нарушенности при q > 1 безопасное применение распространяется до глубин 1200 и 1350-1400 м соответственно, в массивах с q = 0,283 - 800-1000 и 11501200 м.

Изложенное выше свидетельствует о достаточно высокой степени безопасного применения комбинированной системы разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами в условиях геодинамического, тектонического и геостатического типов исходного поля напряжений, позволяющих удерживать нависшую консоль в устойчивом состоянии и обеспечивать сохранность целиков МКЦ.

3.8.4 Выводы по разделу 3.8

1. Установлено, что предложенный вариант комбинированной системы разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами позволяет

вести безопасную отработку мощных пологопадающих рудных залежей в различных геомеханических условиях больших глубин. При этом основной областью его применения до глубин 1200-1400 м являются средне- и малонарушенные массивы горных пород, в пределах которых действуют природные тектонические напряжения q > 1 (геодинамическая, тектоническая и геостатическая модели геосреды).

2. Высокие исходные тектонические напряжения, действующие в массиве, способствуют повышению устойчивости целиков и породной консоли. Наиболее благоприятная геомеханическая обстановка складывается при ориентации природных максимальных тектонических напряжений поперек целика (камеры). Формирование явно выраженной формы потери устойчивости породной консоли в виде ее «среза» по диагонали при ориентации повышенных исходных горизонтальных напряжений вдоль целика (камеры) относит данный вариант развития фронта выемки к небезопасным.

3. Наличие высоких растягивающих усилий в породах консоли и сжимающих напряжений в междукамерных временных рудных целиках существенно ограничивает по глубине разработки область применения геотехнологии в условиях гравитационной модели геосреды (Н < 800-1000 м).

4. Снижение природных исходных горизонтальных напряжений в массиве пород ведет к росту опорного давления в призабойных (краевых) участках как по камере, так и целику в границах рудной залежи и зоны обрушения кровли.

5. Установлено, что обеспечение устойчивости конструктивных элементов геотехнологии в зависимости от степени нарушенности массива пород и глубины выемки достигается определенным соотношением ширины временного междукамерного целика и пролета (ширины) очистной камеры. Для массивов с нарушенностью пород от ниже средней до средней (Кс = 0,35-0,45) безопасность горных работ в условиях q > 1 обеспечивается: для глубины Н = 800 м — Вц/Вк > 0,50,6; для Н = 1200 м — Вц/Вк > 0,83-0,9.

6. Существенная потеря устойчивости временных междукамерных целиков и породной консоли с увеличенными размерами очистной камеры и структурным ослаблением Кс < 0,45 на глубинах более 900 м исключает возможность применения геотехнологии в массивах с преобладанием вертикальных напряжений над горизонтальными (q = 0,283).

7. Выявлено, что при устойчивых параметрах ширины междукамерных целиков для глубин выемки до 1200 м применительно к рудным месторождениям с наличием тектонических напряжений в массиве (q > 1) наиболее безопасной длиной породной консоли в зависимости от степени нарушенности пород и мощности залежи является - Lr ~ 0,8 m - 1,7 m.

3.9 Выводы по главе 3

Рассмотренные варианты комбинированных геотехнологий, сочетающих разные способы управления горным давлением на стадии ведения добычных работ, с точки зрения устойчиво-

сти конструктивных элементов системы разработки применимы для выемки мощных и весьма мощных пологих рудных залежей на больших глубинах 800-1600 м в широком диапазоне геомеханических условий месторождений. Основной областью безопасного их освоения в зависимости от тектонотипа массива пород являются месторождения с наличием повышенных природных горизонтальных напряжений - q > 1 (геодинамическая, тектоническая и геостатическая модели геосреды).

1. Основными элементами управления напряженным состоянием временных рудных целиков и налегающей толщи пород при комбинированной выемке с закладкой и обрушением являются наличие в области отработки искусственных закладочных массивов, защитной зоны, формируемой опережающим обрушением кровли, ориентация общего фронта развития очистных работ по направлению действия минимальной компоненты природных тектонических напряжений (оъ.тт), а также мощность залежи и показатель относительного пролета (ширины) камеры и целика - Вк/Lпр и Вц/Ъпр.

Последовательность выемки залежи чередующимися участками с закладкой и обрушением формирует дифференцированную зону отработки с меняющейся жесткостью областей массива, что создает условия, при которых искусственные опоры во взаимосвязи с рудными временными целиками при действии повышенных горизонтальных напряжений на месторождении (д > 1) ограничивают обрушение налегающей породной толщи, обеспечивая тем самым ее устойчивость в пределах рабочей зоны и плавное смещение над всем выработанным пространством позади общего очистного фронта, обусловливая статическое проявление горного давления.

На месторождениях с преобладанием вертикальных природных напряжений над горизонтальными (д = 0,283), вследствие отсутствия возможности управлять кровлей применимость геотехнологии ограничена нарушенностью массивами пород не ниже средней степени и глубиной выемки не более 1300 м. В средненарушенных тектонически напряженных массивах (д > 1) безопасность горных работ при системе разработки обеспечивается на глубинах до 1400 м.

2. В условиях освоения комбинированной системы разработки с камерно-столбовой выемкой и обрушением на больших глубинах до 800-1000 м одними из основных способов управления горным давлением являются выбор высоты зоны обрушения породной кровли, опережающее формирование защитной зоны обрушением налегающих пород, регулирование жесткости (деформационной способности) столбчатых поддерживающих целиков путем изменения их размеров и направление фронта ведения очистных работ относительно ориентации природных тектонических напряжений в массиве месторождения.

Установлено, что наличие повышенных горизонтальных тектонических напряжений в массиве способствуют росту устойчивости пород кровли и столбчатых поддерживающих цели-

ков лавных подсечек. Показано, что в тектонически напряженных массивах (q > 1) в условиях развитого фронта отработки залежи вариант ориентации максимальных исходных горизонтальных напряжений вкрест очистного забоя (т.е. фронт выемки осуществляется по направлению действия минимальной тектонической составляющей) является более безопасным. Обусловлено это разгружающим эффектом ("отрезкой") смежными панелями как межлавного временного ленточного целика, так и рудной консоли от высоких сил сжатия, приводящей к существенному снижению развития трещин отрыва в кровле лавных подсечек.

В условиях гравитационного распределения исходных напряжений в массиве освоение геотехнологии на глубинах 800 м ограничивается существенным снижением устойчивости элементов подкровельной лавной подсечки. В связи с чем на месторождениях с низким коэффициентом бокового давления безопасность работ достигается в слабонарушенных массивах с формированием в верхней подсечке высотой 4-5 м столбчатых целиков диаметром не менее 8-10 м, в средненарушенных и ниже - исключением из конструктива геотехнологии подкровельной подсечки.

3. Устойчивость временного рудного целика и налегающего массива пород является основным условием безопасности ведения горных работ при комбинированной геотехнологии с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением. При этом одними из эффективных способов управления горным давлением на стадии отработки блока являются высота зоны обрушения породной кровли, мощность залежи, направление фронта выемки относительно ориентации природных исходных напряжений на месторождении, а также соотношение параметров камеры и целика.

Установлено, что действие высоких горизонтальных напряжений в массиве (q > 1) существенно повышает сохранность пород кровли отработанной камеры на стадии ее погашения и нависающей консоли при выемке запасов временного рудного целика на глубинах до 12001400 м. При этом наиболее предпочтительной ориентацией максимальных исходных горизонтальных сил в тектонически напряженных массивах является их действие поперек целика (камеры).

В массивах со средней и малой степенью нарушенности с коэффициентом бокового давления q > 1 комбинированная геотехнология может безопасно применяться на глубинах до 1200 и 1400 м соответственно, в нарушенных - не более 900-1000 м. В условиях гравитационной модели геосреды, за счет развития обширных областей трещин отрыва в породной консоли на стадии извлечения блока, область ее освоения ограничена глубиной выемки Н < 1000 м в среднена-рушенных массивах и не применима в условиях нарушенных пород (Кс < 0,3).

4. Основным условием применения варианта комбинированной системы разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами на боль-

ших глубинах 1200-1400 м является гарантированная устойчивость нависающей над камерой породной консоли и временных междукамерных целиков. Последнее обеспечивается действием в массиве пород высоких природных тектонических сил сжатия (q > 1), длиной породной консоли (Lr ~ 0,8m - 1,7m), определенным соотношением ширины временного междукамерного целика и пролета (ширины) очистной камеры (Вц/Вк), а также мощностью залежи.

Снижение прочности временных междукамерных целиков и устойчивости породной консоли с увеличенными размерами очистной камеры и структурным ослаблением массива Кс < 0,45 на глубинах более 900 м исключает возможность применения геотехнологии на месторождениях с преобладанием вертикальных напряжений над горизонтальными (q = 0,283). На месторождениях с вмещающими породами средней и малой степенью нарушенности при q > 1 безопасное применение системы разработки распространяется до глубин 1200 и 1350-1400 м соответственно.

5. Установленные закономерности изменения напряженно-деформированного состояния массива пород и его устойчивости в конструктивных элементах комбинированных систем разработки являются основанием проведения и планирования геомеханического мониторинга на месторождениях при ведении горных работ в сложных геологических и геодинамических условиях больших глубин.

6. Полученные результаты исследований представляют методические основы развития и выбора безопасных условий применения комбинированных геотехнологий, сочетающих разные способы управления горным давлением в условиях многофакторного влияния геомеханических и техногенных параметров.

ГЛАВА 4. ИССЛЕДОВАНИЯ ПОКАЗАТЕЛЕЙ ИЗВЛЕЧЕНИЯ РУДЫ

4.1 Исходные положения, методика исследований

Основной целью исследований является установление степени влияния конструктивных элементов систем разработки на показатели полноты и качества извлечения полезного ископаемого и, соответственно, обоснованный выбор рациональных параметров комбинированных геотехнологий в условиях повышенного горного давления с учетом ценности руд, обеспечивающих эффективность добычных работ. Основной особенностью рассматриваемых геотехнологий при выемке мощных пологих рудных залежей, наряду с комбинированным способом управления горным давлением (закладкой, обрушением и целиками), является сочетание выпуска руды как под налегающими породами, так и из подконсольного пространства и при открытых выработанных пространствах.

В настоящее время разработано достаточное количество аналитических приемов определения показателей извлечения для геотехнологий, осуществляющих выпуск отбитой руды по площадной, торцовой и комбинированной схемам [216-224]. В их основе, как правило, лежат закономерности, описывающие зоны потока выпуска сыпучего материала, основанные на истечении рудной массы из объемов, напоминающих по своей форме эллипсоиды вращения, где главной характеристикой выступает радиус кривизны фигуры выпуска - показатель сыпучести.

Вместе с тем для существующих аналитических алгоритмов характерны существенные недостатки: идеализация условий выпуска, относительность определения показателя сыпучести, широкое использование поправочных коэффициентов, применение которых оправдано только при условии проведения широких натурных экспериментов, не учитывается все многообразие физико-механических свойств материалов, частность решения и другие факторы.

Для повышения надежности и точности результатов определения потерь и разубоживания руды при выпуске, а также учитывая конструктивные особенности с вариацией основных их параметров (толщина отбиваемых слоев, расстояния между погрузочно-доставочными выработками, мощность залежи, ширина камеры и целика, способ подготовки и предельное разубо-живание в последней дозе выпуска - Впред), в работе выполнено физическое (частично) и численное моделирование истечения сыпучего материала методом дискретных элементов (МДЭ) [225-232].

1. Физическое моделирование выпуска руды

Физическое моделирование на эквивалентных материалах является одним из эффективных методов, позволяющим выявить необходимые закономерности выпуска, характер которых приближенно соответствует реальным условиям. Возможности метода, на основе многочислен-

ных исследований [91, 171, 216-224] подтверждают соответствие полученных закономерностей в модели и натуре.

В основе метода эквивалентных материалов лежит теория механического подобия Ньютона [195, 216-224], которая основана на геометрическом Л = Ьн/Ьм , кинематическом п = t^j^ ,

п = ^л/в , в = g Jgм и динамическом 5 = fJF^, 5 = ун/ум подобиях (где, Ьн, LM — соответственно линейные размеры в натуре и в модели; F^ Fu — силы, действующие в сходственных областях натуры и модели; ун, ум — плотности руды в натуре и модели; t^ tu — промежутки времени, за которые сходственные точки совершают подобные перемещения; g^ gM — соответственно ускорения свободного падения в натуре и модели. Подобными называются явления, происходящие в геометрически подобных системах, если у них во всех рассматриваемых точках отношение одноименных величин есть постоянные числа. Эти отношения называются константами подобия. Они равны масштабу моделирования.

Моделирование на эквивалентных материалах ввиду трудоемкости разработки физических моделей, а также имеющегося значительного опыта выпуска под налегающими породами было ограничено вариантами геотехнологий, предусматривающими выпуск руды из подкон-сольного пространства* (вопрос малоизучен) и сконцентрировано преимущественно на верификации полученных результатов с данными численных решений методом МДЭ.

Геометрический масштаб моделирования выбирался преимущественно по конструктивным соображениям (А = 1:125) с учетом практики [216-224] проведения экспериментов. Динамическое и кинематическое подобие обеспечивалось после определения основных условий, оказывающих существенное влияние на процесс выпуска. В постановке экспериментов число безразмерных параметров (коэффициентов) принималось минимальным, а в условиях использования натурных материалов масштабы моделирования последних соответствовали единице. Граничные условия обеспечивались принятыми размерами модели и особенностями выпуска руды.

Точность и надежность выполнения экспериментов в большой степени зависит от свойств используемых эквивалентных материалов. В качестве руды и пустых пород использовались рудный концентрат (размеры 5-6 мм, плотность 3,6 т/м3) и доломитовая крошка (размеры 711 мм, плотность 2,6 т/м3). При подготовке сыпучего материала к эксперименту были исключены мелкие (пылевидные) частицы и влажность.

Для более корректного моделирования с учетом многообразия рассмотренных выше факторов в качестве основной характеристики выпуска сыпучего материала был принят комплекс-

* часть исследований была затронута в кандидатской диссертации

ный показатель сыпучести [216], определяемый гранулометрическим составом, сцеплением, коэффициентом внутреннего трения и плотностью засыпаемого материала.

Опытным путем установлено, что показатель сыпучести материала (Рс) в условиях свободно засыпанной модели рудным концентратом и некоторой части просачивающихся пород из-под консоли, при коэффициенте разрыхления Кр = 1,4 составляет Рс = 1,27-1,33 см, что практически соответствует реальным условиям (с учетом геометрического масштаба).

Общий вид модели (стенда) выпуска руды из подконсольного пространства показан на рисунке 4.1.1. Стенд представляет собой универсальную конструкцию, изготовленную из прозрачного оргстекла, позволяющего качественно и количественно оценивать процесс истечения сыпучего материала. Имитация процессов выпуска руды в стенде, как отмечалось выше, осуществляется путем применения сыпучего материала (рудного концентрата и доломитовой крошки), а также изменением положения подвижных элементов модели (перегородок) по заранее созданным направляющим в зависимости от варианта технологии. Подвижные перегородки в стенде позволяют изменять мощность залежи, высоту зоны обрушения, наличие или отсутствие опережающего обрушения и подконсольного пространства, формировать сплошной и ступенчатый фронт выпуска, а также толщину отбиваемого слоя руды.

Рисунок 4.1.1. Лабораторный стенд для физического моделирования процессов выпуска руды на эквивалентных материалах: 1 - перегородка, регулирующая длину пролета отработки; 2 - перегородка, регулирующая высоту зоны обрушения пород кровли; 3 - перегородка, имитирующая наличие-отсутствие опережающего обрушения и подконсольное пространство; 4 - перегородка, имитирующая контакт рудного «моста» (массива) с отбитым слоем руды или открытым выработанным пространством и высоту подсечки (при варианте системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой); 5 - перегородка, регулирующая мощность залежи, а также имитирующая сплошной или ступенчатый фронт выпуска; 6 - конструкция,

имитирующая лавную подсечку

Толщина извлекаемого слоя (4л) в модели имитируется объемом отбиваемой секции «рудного моста» за вычетом количества добытого полезного ископаемого при образовании нижней и верхней подсечек (вариант системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой с выпуском из подконсольного пространства см. рисунок 2.3.2 г и 3.6.28). При этом лавная подсечка воспроизводится путем поднятия торцевой перегородки на соответствующую высоту. Истечение сыпучего материала из модели осуществляется под действием силы тяжести за счет извлечения его специальным скребком.

По мере выпуска рудного концентрата с помощью магнита и металлической пластины производится его отделение от доломитовой крошки. Далее устанавливается количество (объемное, весовое) извлеченной рудной массы и доломитовой крошки. На основании этих данных с учетом первоначального объема отбиваемого слоя определяется уровень потерь и разубожи-вания руды.

В условиях практического отсутствия весьма значительных по массе налегающих пород динамическое подобие выполнялось только соответствием плотности натурных материалов с

материалами, используемыми в модели, т.е. Ум =1.

Исследования на моделях производились по принципу дублирующих п раз опытов с необходимым количеством измерений. Определение необходимого и достаточного количества опытов для обеспечения заданной степени надежности результатов производилось на основе известных положений математической статистики [224] (не менее 3-х экспериментов для каждого варианта).

2. Метод математического моделирования процесса выпуска руды

Результатом воздействия на горную породу является разрушение ее на отдельные элементы, которые могут быть представлены как отдельные частицы применительно к реализации метода дискретных элементов (МДЭ). Первоначально он разработан для исследования поведения плотных сред в механике грунтов [225]. В настоящее время основным идеям метода и различным вариантам его применения посвящена обширная литература.

Суть МДЭ применительно к задачам механики гранулированных материалов заключается в дискретизации исследуемой конечной области на отдельные элементы (частицы), заданием им механических свойств и геометрических параметров, а также начальных условий, необходимых для решения задачи Коши. На основе этих условий численно интегрируется система уравнений движения частиц с учетом динамики их соударений. Изучая поведение гранулированного материала, составляющего горную породу, обычно рассматривают сухую несвязную среду, причем силы взаимодействия между отдельными частицами действуют только при их

контакте. В общем случае соударение отдельных частиц может быть описано в рамках законов контактной механики с применением континуального подхода [226] и численно реализовано с помощью метода конечных элементов (МКЭ). Однако такой подход требует очень больших вычислительных затрат, поэтому в настоящее время разработан и широко применяется ряд упрощенных силовых моделей, в которых частицы при деформировании среды не меняют своей формы и не разрушаются.

Обычно форма частиц ограничивается сферами в случае трехмерного пространства и цилиндрами (дисками) при рассмотрении плоских задач. В процессе исследования поведения тел более сложной формы их часто аппроксимируют совокупностью сфер (или дисков), которые объединяются в кластеры [230]. Взаимодействие между ними может быть описано на основе анализа взаимовлияния между составляющими их сферическими частицами.

Отбитая руда и обрушенные породы отличаются физико-механическими (прочностными) и гранулометрическими (геометрическими) параметрами. Основной силой, действующей на слой или блок отбитой руды, кроме собственной силы тяжести, является гравитационное поле вышележащих обрушенных пород. Причем из теории обрушения горных пород [216] известно, что создаваемое налегающими породами давление, оказывающее влияние на выпуск отбитой руды, формируется в границах так называемого свода естественного равновесия. То есть в процессе выпуска, кроме собственной силы тяжести, на слой отбитой руды давит вертикальная сила (масса) не всего столба налегающих обрушенных пород, а определенная его часть (высота), заключенная в пределах зоны развития процесса разрыхления при истечении сыпучего материала.

При выпуске руды в реальных условиях подземных рудников учесть давление боковых пород технически сложно и практически невозможно, поэтому здесь, как правило, ограничиваются соблюдением силового подобия весом налегающих пород на слой отбитой руды с учетом глубины горных работ. К тому же абсолютные величины бокового давления находятся в пределах погрешности. Это связано с тем, что при отбойке руды контакт «обрушенная порода - массив» становится практически свободным от силового воздействия (разгружен).

Оценка показателей полноты и качества извлечения запасов полезного ископаемого осуществляется путем сопоставления количества (массы) выпущенной «руды» и «породы» (дискретных элементов).

Суть математического описания МДЭ заключается в следующем. Возможности применения МДЭ для моделирования динамики соударения (например, выпуска отбитой рудной массы из выпускного отверстия) ограничивались рассмотрением взаимодействий частиц простейшей сферической формы. Однако тело сложной формы (гранулометрический состав сыпучего материала) можно представить множеством элементов сфер, жестко связанных между собой, кото-

рое называется их "мультисферным агломератом". В динамике взаимодействий учитываются только внешние контакты агломератов. Внутренние контакты между сферами, входящими в агломераты, не рассматриваются. Допускается, что сферы в агломератах могут иметь перекрытия без контактного взаимодействия и, соответственно, относительное положение сфер в агломератах остается неизменным, т.е. агломераты остаются жесткими. Таким образом, появляется возможность представления тела произвольной формы для использования в методе дискретных элементов и оценки влияния аппроксимации формы тела полисферическими агломератами.

Основными практическими преимуществами МДЭ являются:

- возможность моделирования выпуска сыпучего материала из емкостей самой разнообразной геометрической формы (горизонтов подсечки и выпуска отбитой рудной массы);

- в рамках данного метода не возникает дополнительных трудностей при решении задач с большими деформациями и поворотами;

- без принципиальных усложнений можно описывать локализацию сдвигов и физически нелинейные эффекты. При этом никаких данных о континуальных определяющих уравнениях среды не требуется;

- моделируемое вещество рассматривается как совокупность твердых частиц, что позволяет при необходимости учесть влияние внутренней структуры материала на изучаемые процессы. Эффективность применения математического моделирования определяется возможностью нахождения уравнений, наиболее адекватно описывающих состояние материала и параметров моделирования для конкретной системы. Наилучший результат гарантируется комбинированием моделирования и экспериментальных методов.

Для расчета методом дискретных элементов использовалась расширяемая среда с открытым исходным кодом Yade [V. Smilauer et al. (2015), Yade Documentation 2nd ed. The Yade Project. DOI 10.5281/zenodo.34073 (http://yade-dem.org/doc/)]. Вычислительные части написаны на языке c++. Для создания и управления моделями данных, а также для последующей обработки и визуализации использовался Python [V. Smilauer et al. (2015), Using and programming. In Yade Documentation 2nd ed. The Yade Project, DOI 10.5281/zenodo.34043 (http://yade-dem.org/doc/)].

Метод дискретных элементов использует дискретный подход к описанию модели сыпучей среды. Среда заменяется на конечное количество частиц заданной геометрии. Из-за вычислительных сложностей наиболее удобными являются сферические и мультисферические модели частиц. Взаимодействие между частицами определяется Ньютоновскими законами движения и контактной моделью.

Фундаментальным предположением метода является то, что моделируемая среда состоит из отдельных, дискретных частиц. Две частицы могут установить новое взаимодействие, которое определяется следующим [V. Smilauer and B. Chareyre (2015), Dem formulation. In Yade Documentation 2nd ed. The Yade Project, DOI 10.5281/zenodo.34044 (http://yade-dem.org/doc/)]:

- обнаружение столкновения между частицами;

- создание нового взаимодействия и определение его свойств (таких как жесткость); они либо предварительно вычислены, либо получены из свойств обеих частиц.

Затем для уже существующих взаимодействий выполняется следующее:

- оценка деформации;

- расчет напряжений на основе деформаций;

- приложение силы к частицам во взаимодействии.

Математическая модель состоит из уравнений вращательного и поступательного движения каждой из частиц, а также в ней учитывается контактное взаимодействие частиц.

Уравнения поступательного движения описываются выражением:

d2x-

Ft = mt--2-,

t t dt2'

уравнения вращательного движения - выражением:

где t - время, mt - масса частицы, 1t - момент инерции, i - номер частицы, xt - координаты центра тяжести частицы, et - угол поворота частицы вокруг центра тяжести, Ft - равнодействующая всех сил, действующих на частицу:

Fi = Zt=i,i*j Ftj + mtg, а Mt - момент равнодействующей силы относительно центра i-й частицы:

Mt = ZU,i*jMtj = lU,i*j(xt - Xj) x Ftj.

Силы, действующие на частицу, состоят из сил отталкивания Fn tj и сил трения Ft tj, а сила отталкивания в вязкоупругой модели взаимодействия состоит из вязкой F^tj и упругой tj составляющих:

Fe = ! ElEj I R-Rj -3/2

ntj 3(i-v2)El + (l-vj)Ej+Rt+Rj tj ,

Fn,tj YnMtj1n,tj,

F ■■ = Fe ■■ + Fv ■■

n tj n tj n tj

Ft,tj = -sin(Mt,tj) Fn,tj • tg6,

где 7 - модуль упругости частицы, 8 - коэффициент Пуассона, 9 - радиус частицы, уп - коэффициент демпфирования, оказывающий основное влияние на коэффициент восстановления скорости после удара, —¿у - величина перекрытия частиц, ип^ - проекция относительной скорости точки соударения на ось пгу, и^у - проекция скорости точки контакта Сг относительно скорости точки Су на ось £г,-, угол контактного трения между частицами (рисунок 4.1.1).

Описанная система дифференциальных уравнений полностью определяет движение и соударение совокупности частиц, описывающих дискретную среду [Клишин, C.B. Применение метода дискретных элементов при анализе гравитационного движения гранулированного материала в сходящемся канале / C.B. Клишин // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал), 2009, № 12, С.273-277].

Несмотря на то что сферы предлагают самый эффективный метод обнаружения контакта, а также очень точную оценку перекрытия контакта и обеспечивают быстрый и надежный расчет контактных сил, такое представление не позволяет моделировать неровности частиц. В связи с этим форма частиц представлена в виде трех перекрывающихся сфер, центры которых зафиксированы относительно друг друга (рисунок 4.1.2). Такой метод представления частиц обеспечивает приближение к натурным условиям при сохранении вычислительной эффективности и точности расчета (это необходимо для правильного учета трения скольжения в направлении по трем осям).

Рисунок 4.1.1. Описание контактной модели взаимодействия частиц

Рисунок 4.1.2. Представление частицы в виде трехсферного агломерата

Все действующие силы складываются, чтобы найти результирующую силу, воздействующую на каждую частицу. Чтобы рассчитать изменение в положении и скорости каждой частицы в течение определенного временного шага из законов Ньютона, используется метод интеграции. После этого новое положение используется для расчёта сил в течение следующего шага, и этот цикл программы повторяется до тех пор, пока моделирование не закончится. К построенной модели применяется метод численного интегрирования с очень малым шагом по времени (от 10-4 до 10-6 с). Малый шаг по времени нужен для корректного подсчета перекрытия между частицами. В качестве метода интеграции используется алгоритм Верлета [E. Hairer, C. Lubich, G. Wanner. Geometric numerical integration illustrated by the Störmer-Verlet method // Cambridge University Press, V. 12, 2003, pp. 399-450. DOI: https://doi.org/10.1017/S09624929020001441. Для повышения производительности отслеживание контакта между частицами расчитывается с помощью сетки, размер которой составляет ~ 3-5 радиусов наименьшей из частиц. Такое ограничение на размер помогает не получать ошибок и сохранять достаточно ресурсов для эффективной симуляции.

4.2 Постановка задачи и краевые условия

Моделирование выпуска руды выполнено в объемной и плоской постановке задач методом МДЭ (в названии модели присутствует обозначение, соответственно, 3D и 2D). Численные решения в плоской постановке приняты для вариантов систем разработки: с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой; с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением. Обоснованием корректности моделирования в плоской постановке для данных вариантов систем разработки является их конструктивная особенность, сущность которой заключается в значительной протяженности отбиваемого слоя (целика) руды в камере (блоке) по сравнению с его поперечным размером (т.е. многократное превышение продольного размера слоя обрушенной руды над поперечным позволяет рассматривать его как бесконечный).

Граничные условия при моделировании обеспечивались принятыми размерами модели, конструктивными особенностями систем разработки (с учетом натуры), а также условиями и параметрами истечения руды, при которых отсутствовало влияние выпускаемого слоя на обрушенные породы вблизи границ (каркаса) модели (чтобы внешние границы модели не оказывали влияние на фигуру выпуска слоя, там, где это имеет место).

Отбитая руда и обрушенные породы моделировались упругими материалами с физико-механическими свойствами, представленными в таблице 4.2.1.

На основе метода планирования численных экспериментов к моделированию были приняты следующие параметры комбинированных систем разработки (таблица 4.2.2).

Таблица 4.2.1. Физико-механические свойства и гранулометрический состав моделируе-

мых материалов

Наименование Размер кусков, мм Плотность (у), кг/м3 Сцепление (С), МПа Угол внутреннего трения (ф), град Коэффициент Пуассона (и) Коэффициент трения качения (Е) Статический коэффициент трения (/¿) Коэффициент восстановления при ударе (к) Модуль Юнга (Е), ГПа

Порода 650-750 2700 6,9 32 0,3 0,01 0,5 0,5 55

Руда 350-400 3800 18,6 34 0,25 0,01 0,5 0,5 50

Таблица 4.2.2. Конструктивные параметры комбинированных геотехнологий при моделировании выпуска руды

Модель Конструктивные параметры Примечание

Система разработки с закладкой и обрушением (рисунок 4.2.1)

1К^ т = 20 м Вц = 40 м ^л = 3 м £м.выр 13 м Ы = т Выемка целика

2К^ т = 20 м Вц = 40 м кл = 4 м £м.выр = 13 м Ы = т

3К^ т = 20 м Вц = 50 м ^л = 3 м £м.выр = 16 м Ы = т

4К^ т = 20 м Вц = 50 м кл = 4 м £м.выр = 16 м Ы = т

т = 40 м Вц = 50 м ^л = 3 м £м.выр = 17 м Ы = т

6К^ т = 40 м Вц = 50 м кл = 4 м £м.выр = 17 м Ы = т

7К^ т = 40 м Вц = 50 м кл = 5 м £м.выр = 17 м Ы = т

8К^ т = 20 м Вц = 40 м ^л = 3 м £м.выр = 14 м Ы = т Выемка целика. Полевая подготовка

9К^ т = 20 м Вц = 40 м кл = 4 м £м.выр = 14 м Ы = т

10К^ т = 40 м Вц = 40 м ^л = 3 м £м.выр = 14 м Ы = т

11К^ т = 40 м Вц = 40 м кл = 4 м £м.выр = 14 м Ы = т

12К-3D т = 40 м Вц = 50 м ^л = 3 м £м.выр = 17 м Ы = т

13К-3D т = 40 м Вц = 50 м кл = 4 м £м.выр = 17 м hг = т

Система разработки с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи

камерно-столбовой выемкой (рисунок 4.2.2)

1Л^ т = 20 м ^л = 3 м hp = 4 м Ы = т

2Л^ т = 20 м ^л = 3 м hp = 6 м hг = т

3Л^ т = 20 м кл = 5 м hp = 6 м hг = т

4Л^ т = 20 м ^л = 3 м hp = 8 м hг = т

5Л-2D т = 20 м кл = 5 м hp = 8 м hг = т

6Л-2D** т = 40 м кл = 4 м hp = 4 м Ы = т

7Л^ т = 40 м кл = 5 м hp = 4 м hг = т

8Л-2D т = 40 м кл = 5 м hp = 6 м hг = т

9Л-2D т = 40 м кл = 5 м hp = 8 м hг = т

10Л-2D т = 40 м кл = 7 м hp = 8 м hг = т

11Л-2D т = 40 м ^л = 5 м hp = 10 м Ы = т

12Л^ т = 40 м ^л = 3 м hp = 4 м hг = т вариант из подконсольного простран-

13Л-2D т = 40 м ^л = 3 м hp = 6 м hг = т ства

14Л-2D т = 40 м кл = 4 м hp = 6 м hг = т

Система разработки с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением (рисунок 4.2.3)

1Н^ т = 20 м Вк = 20 м Вц = 12 м hг = т

2Н^ т = 20 м Вк = 20 м Вц = 16 м Ы = т

3Н^ т = 20 м Вк = 20 м Вц = 20 м hг = т

4Н^ т = 20 м Вк = 40 м Вц = 20 м hг = т

5Н-2D т = 40 м Вк = 20 м Вц = 12 м hг = т

6Н-2D т = 40 м Вк = 20 м Вц = 20 м hг = т

7Н-2D т = 40 м Вк = 40 м Вц = 20 м Ы = т

8Н^ т = 60 м Вк = 20 м Вц = 20 м hг = т

9Н-2D т = 60 м Вк = 40 м Вц = 20 м hг = т

Система разработки с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами (рисунок 4.2.4):

при условии - LR ~ т

1Р^ т = 20 м Вк = 40 м кл = 3 м £м.выр 13 м hг = т Выемка камерных запасов

2Р^ т = 20 м Вк = 50 м ^л = 3 м £м.выр = 16 м hг = т

3Р^ т = 20 м Вк = 50 м кл = 4 м £м.выр = 16 м Ы = т

т = 40 м Вк = 50 м кл = 4 м £м.выр = 17 м hг = т Выемка камерных запасов

5Р-3D т = 40 м Вк = 50 м кл = 5 м £м.выр = 17 м hг = т (наличие подэтажа)

6Р-3D т = 20 м Вц = 12 м ^л = 3 м hг = т Выемка целика (одна центральная вы-

7Р-3D т = 20 м Вц = 15 м ^л = 3 м hг = т работка)

8Р-3D т = 20 м Вц = 20 м ^л = 3 м Ы = т

9Р^ т = 20 м Вц = 15 м кл = 4 м hг = т

10Р-3D т = 40 м Вц = 15 м ^л = 3 м hг = т

Модель Конст руктивные параметры Примечание

11Р^ т = 40 м Вц = 20 м кл = 3 м йг = т

12Р^ т = 40 м Вц = 15 м кл = 4 м йг = т

13Р^** т = 40 м Вц = 20 м кл = 4 м йг = т

14Р^ т = 20 м Вк = 40 м кл = 3 м Дм.выр = 14 м йг = т Выемка камерных запасов. Полевая подготовка

15Р^ т = 20 м Вк = 40 м кл = 4 м Дм.выр = 14 м йг = т

16Р^ т = 20 м Вк = 36 м кл = 3 м Дм.выр = 12 м йг = т

17Р^ т = 40 м Вк = 40 м кл = 3 м Дм.выр = 14 м йг = т Выемка камерных запасов. Полевая подготовка (наличие подэтажа)

18Р^ т = 40 м Вк = 50 м кл = 3 м Дм.выр = 17 м йг = т

19Р^** т = 40 м Вк = 50 м кл = 4 м Дм.выр = 17 м йг = т

* - с учетом больших глубин расстояние между доставочными выработками принимается от 12 до 20 м; т - мощность залежи, м; tсл - толщина отбиваемого слоя, м; hp - высота подсечного пространства, м; йг - высота обрушения пород кровли, м; Вк - ширина камеры, м; Вц - ширина целика, м; Дм.выр - расстояние между доставочными выработками, м; Дзаг.к - глубина внедрения ковша ПДМ, м; йзагд - заглубление породного днища, м; Ми,, - высота навала отбитой руды при обрушении целика, м; - расстояние отсутствия влияния области выпуска на границы модели, м; а и а2 - соответственно угол истечения руды с обрушенными породами и угол естественного откоса, град; ** - решались дополнительные задачи для т = 60 м

Расчетная схема (см. рисунок 4.2.1) - моделирование выпуска руды при отбойке целика комбинированной геотехнологии с закладкой и обрушением с учетом способа подготовки залежи.

а б

Рисунок 4.2.1. Расчетная схема моделирования выпуска отбитого целика при системе с закладкой и обрушением: а, б - модели 1К-3D - 7К-3D выемка целика, рудная подготовка; в, г - модели 8К-3D - 13К-3D выемка целика, полевая подготовка; условные обозначения см. таблица 4.2.2

в

Согласно технологической схеме, выемка временных рудных целиков под обрушенными породами кровли осуществляется между ранее отработанными и заложенными твердеющей закладкой камерами (панелями) первой очереди (боковые торцевые стороны целика представлены закладочным массивом). Принимая во внимание практические данные отработки залежей с твердеющей закладкой, потери и разубоживание руды для первичных камер принимались согласно фактическим показателям Октябрьского рудника, применительно к слоевой и камерной выемке. Таким образом, общие показатели извлечения по системе разработки определяются их значениями при отработке камер с закладкой и целиков под обрушенными породами.

Расчетная схема (см. рисунок 4.2.2) - моделирование выпуска руды при отбойке запасов панели применительно к системе с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи. Как было отмечено выше (см. глава 2), формирование лавных подсечек производится камерно-столбовой выемкой, а обрушение «рудного моста» между ними слоями. При моделировании приняты следующие условия: отработка лавных подсечек с максимальной полнотой извлечения чистой руды (потери - 1,0 %); показатели извлечения «рудного моста» панели (лавы) устанавливались в зависимости от высоты подсечки, толщины отбиваемого слоя и мощности рудной залежи; показатели извлечения межлавных панельных целиков аналогичны вариантам системы разработки с закладкой и обрушением и технологии с выемкой камер из подконсольного пространства и целиков под обрушенными породами (см. рисунок 4.2.1 и 4.2.4 в, г).

Рисунок 4.2.2. Расчетная схема моделирования выпуска при комбинированной геотехнологии с обрушением руды и вмещающих пород с предварительной подсечкой висячего и лежачего боков залежи камерно-столбовой выемкой: а - модели 1Л-2D - 11Л-2D (классический вариант с нижней и верхней подсечкой с опережающим обрушением кровли); б - модели 12Л-2D - 14Л-2D (вариант с выпуском из подкон-сольного пространства); условные обозначения см. таблица 4.2.2

Также здесь к моделированию принят случай с выпуском руды основного массива панели (лавы) из-под зависающей породной консоли (рисунок 4.2.2 б).

Таким образом, общие потери и разубоживание руды по геотехнологии складываются из показателей извлечения лавных подсечек, «рудного моста» (основной части панели) и межлав-ных панельных целиков.

Расчетная схема (см. рисунок 4.2.3) - моделирование выпуска руды обрушенного целика применительно к системе с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением. Особенностью технологии является отработка камер системой с открытым выработанным пространством с последующим обрушением на нее запасов рудного целика. При этом технологически возможны несколько режимов выпуска обрушенных запасов целика из-под образующейся консоли. К рассмотрению были приняты два основных режима: последовательный - заключается в поочередном выпуске руды до предельного разубоживания в последней дозе (Кпред = 50-80 %), сначала в границах камеры, а затем в пределах целика под налегающими и боковыми породами; одновременный - равномерный выпуск руды одинаковыми дозами в границах камеры и целика.

Рисунок 4.2.3. Расчетная схема моделирования выпуска отбитого целика при системе с выемкой блока под защитой породной консоли с последующим ее обрушением: а - модели 1Н-2D - 3Н-2D, 5Н-2D, 6Н-2D, 8Н-2D; б - модели 4Н-2D, 7Н-2D, 9Н-2D (увеличенные камерные запасы); 1, 2, 3 - порядок выпуска руды из отверстия при режимах - последовательном и одновременном; условные обозначения см. таблица 4.2.2

Показатели извлечения при отработке камерных запасов обусловлены временными остатками на днище, возврат которых осуществляется совместно с выпуском обрушенного целика и разубоживанием за счет отслоения пород кровли камер (неустойчивость пород, оконтуривание камеры при производстве БВР).

Таким образом, общие показатели извлечения по блоку определяются потерями на выпуске обрушенного целика, а также от заброса руды при взрывании траншейной выработки (11,5%) и разубоживанием за счет проникающих из подконсоли обрушенных пород и отслоения их со стороны кровли камер.

Рисунок 4.2.4. Расчетная схема моделирования выпуска при системе с выемкой камер из подконсольно-

го пространства и целиков под обрушенными породами: а, б - модели 1Р-3D - 5Р-3D выемка камер, рудная подготовка; в, г - модели 6Р-3D - 13Р-3D выемка целика, рудная подготовка; д, е - модели 14Р-3D - 19Р-3D выемка камер, полевая подготовка; условные обозначения см. таблица 4.2.2

Расчетная схема (см. рисунок 4.2.4) - моделирование выпуска руды слоями с отступающим торцевым фронтом погашения камерных запасов из подконсольного пространства и под обрушенными породами в границах целика (см. раздел 2.5) с учетом способа подготовки залежи. Общие потери и разубоживание руды по системе разработки определяются показателями извлечения при погашении камер и отрабатываемых с отставанием целиков.

Основным условием моделирования выпуска слоя под защитой породной консоли является примерное соответствие длины консоли мощности залежи - LR ~ т ^ 1,3т: меньшее значение - для т = 20 м, большее для т > 30 м (т.е. при большей мощности (т) залежь делится на подэтажи, за счет чего длина консоли несколько возрастает). Данное обстоятельство обусловлено результатами выполненной геомеханической оценки устойчивости конструктивных элементов геотехнологии и реальными условиями выпуска руды под проникающими из-под консоли породами с торцов погрузочно-доставочных выработок (углами истечения породы из-под консоли, т.е. углами естественного откоса при условии соединения поверхности просачиваю-щих пород с торцами погрузочно-доставочных выработок). Другими словами, выпуск отбитого слоя руды, «подпертого» обрушенными породами, осуществляется с торца массива камеры без присутствия людей и горных машин в открытом пространстве. Таким образом, отбойка слоя руды осуществляется на просачивающийся из-под консоли навал обрушенных пород. Несомненно, увеличение длины консоли в наиболее благоприятной геомеханической обстановке позволит существенно снизить влияние проникающих из-под консоли обрушенных пород на показатели извлечения.

Во всех рассмотренных выше задачах оценка потерь и разубоживания руды производилась при достижении предельного разубоживания (Япред) в последней дозе выпуска (порции, последнем цикле) 50, 60, 70 и 80 %. Данные цифры означают, что при выпуске руды в дозе содержится соответственно 50, 60, 70 и 80 % пустой породы. Также при расчетах устанавливалось количество чистой руды, выпущенной из отверстия (до первого куска породы).

Для повышения корректности и точности выполнения численных экспериментов моделирование осуществлялось путем последовательного выпуска руды из 3-4-х слоев в зависимости от мощности залежи: при т = 20 м - 3 слоя; при т = 40 м - 3-4 слоя. Последнее позволило выявить закономерность возврата части ранее оставленной руды при выпуске «первого-второго» слоя при извлечении третьего. Тестовыми задачами установлено, что учет при моделировании 3-х слоев является достаточным для получения достоверных результатов. Увеличение в эксперименте количества слоев до 5 не оказывает влияния на показатели извлечения с вариантом моделирования выпуска 3-4-х слоев (потери и разубоживание практически идентичные). Принимая во внимание многофакторность, большинство решаемых задач предполагало моделирование выпуска 1-го слоя (без учета предыдущих). В связи с этим для получения более точных результатов показателей выпуска были определены переводные коэффициенты для потерь (Р) и разубоживания (Я) руды, учитывающие возврат их остатков от предыдущих слоев. Показатели

Р и R принимались как средневзвешенные величины, отнесенные к запасам выемочной единицы. При этом полученные результаты в зависимости от технологических особенностей рассматриваемых комбинированных систем разработки относятся к конкретному процессу очистной выемки. Для определения Р и R в целом по системе разработки учитывались все стадии ведения горных работ.

4.3 Моделирование выпуска руды 4.3.1 Анализ результатов выпуска руды целика при геотехнологии с

закладкой и обрушением

Общий вид моделей выпуска руды с развитием процесса разубоживания при отработке временного целика системой с закладкой и обрушением при рудной и полевой подготовке залежи представлены на рисунке 4.3.1-4.3.2 (параметры моделей см. таблица 4.2.2).

а

б

Рудная подготовка (модель 1К-ЗБ)

Полевая подготовка «траншейное днище» (модель 8К-ЗБ)

Рисунок 4.3.1. Детализированный вид моделей выпуска слоя руды при отработке целика системой с обрушением (комбинированная геотехнология с закладкой и обрушением) в зависимости от способа подготовки залежи при т = 20 м, ¿сл = 3 м, Вц = 40 м, Ьм.выр = 13-14 м: а - общий вид модели; б, в - выпуск слоя руды (развитие разубоживания), соответственно объемное представление и в поперечном разрезе

в

Полевая подготовка «траншейное днище» (модель 13К-3D)

Рисунок 4.3.2. Детализированный вид моделей выпуска слоя руды при отработке целика системой с обрушением (комбинированная геотехнология с закладкой и обрушением) в зависимости от способа подготовки залежи при т = 40 м, ¿сл = 4 м, Вц = 50 м, Lм.выр = 17 м: а - общий вид модели; б, в - выпуск слоя руды (развитие разубоживания), соответственно объемное представление и в поперечном разрезе

На рисунке 4.3.3 приведена сравнительная оценка остатков руды при выпуске слоя в зависимости от предельного разубоживания в последней дозе при равенстве других конструктивных параметров выемки.

Рисунок 4.3.3. Формируемые потери (остатки) руды выпускаемого слоя (вертикальный разрез модели 2К-3D, см. таблица 4.2.2) при отработке целика системой с обрушением (комбинированная геотехнология с закладкой и обрушением) в зависимости от предельного разубоживания в последней дозе выпуска при т = 20 м, tcл = 4 м, Вц = 40 м, Хм выр = 13 м: а - при Кпред = 50 %; б - Rпред = 80 %

Основные результаты численных расчетов представлены на графиках (рисунки 4.3.4-4.3.8) в виде наглядных кривых, устанавливающих связь между предельным разубоживанием в дозе выпуска и соответствующими ему показателями извлечения в зависимости от параметров выпускаемого слоя, мощности залежи, расстояния между доставочными выработками и способа подготовки временного целика.

Установлено, что на величину показателей извлечения с увеличением толщины отбиваемого слоя значительное влияние оказывает мощность залежи (высота отбиваемого слоя). В условиях рудной подготовки залежи при ее мощности т = 20 м с повышением наблюдается общая закономерность роста потерь (Р) и снижения разубоживания (К) руды (рисунок 4.3.4). Аналогично в варианте с мощностью залежи т = 40 м увеличение сопровождается возникновением на закономерностях точек экстремума как по потерям, так и разубоживанию руды. При этом, если для варианта с т = 20 м наиболее рациональной с позиции минимизации потерь является в диапазоне от 3,0 до 3,3 м, то для т = 40 м - tсл = 4,2-4,5 м (при среднем значении 4,5 м). Соответственно, наряду с минимумом потерь руды при данных параметрах 4л наблюдается максимум ее разубоживания. Следует отметить, что влияние предельного разубоживания в дозе выпуска в зависимости от tсл количественно меняет картину распределения потерь и разубоживания руды. Поэтому с учетом извлекаемой ценности добываемого минерального сырья и затрат на его переработку можно посредством предельного разубоживания в дозе выпуска регулировать показатели извлечения, и, соответственно, влиять на эффективность добычи.

т = 20 м, Вц = 40 м, ^м.выр = 13 м

% 25

20

15

10

Дпред = 80%

«прс ^ 70 %

Я

Я _ _

у р

я "

пред

= 60 %

^ = 50 %

-- — — — _ к

__

— ^

, м

3,0 3,5 4,0 4,5 5,0 3,0 3,5 4,0 4,5 5,0 3,0 3,5 4,0 4,5 5,0 3,0

3.5

4,0

4.5

5,0

%

30 25 20 15 10 5 0

%рСд = 80%

т = 40 м, Вц = 50 м, ^м.выр = 17 м К,,,, . , = 70 %

Я/ у

р