ОПРЕДЕЛЕНИЕ ПОТЕРИ РУДЫ В СИСТЕМАХ РАЗРАБОТКИ С ОТКРЫТЫМ ОЧИСТНЫМ ПРОСТРАНСТВОМ И ЕСТЕСТВЕННЫМИ ЦЕЛИКАМИ

АННОТАЦИЯ

В статье рассмотрено увеличение потери руды в системах разработки с естественным поддержанием очистного пространства целиками, которые невозможно извлекать в условиях высокой концентрации напряжения после отработки камерных запасов. Описаны основные направления повышения эффективности традиционных систем разработки жильных месторождений.

ABSTRACT

The article considers the increase in ore loss in mining systems with natural maintenance of the treatment space by the whole, which cannot be extracted in conditions of high concentration of stress after working out of chamber reserves and the main directions of increasing the efficiency of traditional systems for the development of vein deposits.

Ключевые слова: жильные месторождения, система разработки, выработанные пространства, естественное поддержание, целик, потери руды, искусственный целик, твердеющие закладки.

Keywords: vein deposit, development system, developed space, natural maintenance, whole, ore loss, artificial whole, hardening fill in.

Введение

Руда цветных металлов характеризуется разнообразием горно-геологических условий, при которых добыча предопределяет применение различных систем разработки с разными технико-экономическими показателями [2,3].

На сегодняшний день, в борьбе за повышение показателей извлечения некоторые геотехнологии требуют дополнительных материальных средств и трудовых ресурсов, что ставит под сомнение целесообразность их применения. Сложившаяся ситуация в горнодобывающей отрасли обусловлена несовершенством применяемых систем разработки и неспособностью последних, с учетом используемых технических средств, обеспечить добычу минерального сырья на конкурентоспособном уровне.

При разработке жильных месторождений высокой ценности применяются различные варианты системы с магазинированием руды (при мощности рудного тела до 2,0 м) и подэтажного обрушения (при мощности рудного тела более 2,0 м с выдержанными элементами залегания). Системы с закладкой из-за высокой трудоемкости работ и несовершенства известных вариантов имеют ограниченное применение, но в связи с понижением глубины разработки и усложнением горно-геологических условий область применения данной системы расширяются [4,5,7,8].

Приведённый анализ работы рудников показывает, что, системы разработки с естественным поддержанием выработанного пространства не теряют своей значимости. Однако с увеличением глубины отработки и соответствующим ростом напряжений необходимо увеличить размеры целиков, сопровождающихся в свою очередь большими потерями руды, поскольку их отработка невозможна в условиях высокой концентрации напряжений в этих целиках.

Актуальность работы: решение вопросов совершенствования систем разработки с естественным поддержанием выработанного пространства за счет применения искусственных целиков как нового элемента традиционных схем для адаптации их к условиям горного давления, определение рациональной области применения традиционных, усовершенствованных систем и системы разработки с закладкой выработанного пространства.

Цель работы: определение размеров естественных рудных целиков и количество потерь руды в них в зависимости от горно-геологических, физико-механических факторов и параметров очистного пространства для технико-экономической оценки показателей системы разработки.

Методы исследования: для определения потерь полезных ископаемых при добыче применяются различные методы нормирования [1,6,9]. В основу большинства из них положены технические приемы определения нормативов – по размерам целиков, характерным для применяемых систем разработки.

Существующие расчетные методики позволяют определять размеры междукамерных целиков практически в любых горнотехнических условиях.

Так, для маломощных и средней мощности залежей при расположении камер по простиранию можно использовать методику ВНИМИ, базирующуюся на гипотезе Турнера Шевякова.

Методика ВНИМИ, учитывает ослабляющее влияние проведенных в целиках выработок и предусматривает два случая: центральное расположение блокового восстающего в целике (рис. 1a) и фланговое расположение (рис. 1б). В каждом случае расчет ведут в два этапа, принимая в качестве окончательного больший из двух полученных расчетом, размера целика.

Рисунок 1. Схемы к определению расчетной ширины целиков

1. Определяют ширину «ножек» целика, блокового восстающего и горизонтальных ходов (если последние имеются, как, например, при применении систем разработки с отбойкой из магазина и с подэтажной отбойкой), т.е. ширину изолированных опорных прямоугольных целиков, расположенных длинной стороной по восстанию.

2. Определяют ширину междукамерного целика с учетом его высоты в крест простирания, при этом расчет ведут как для сплошного ленточного целика, а влияние восстающего и ходов учитывают так называемым коэффициентом пригрузки.

При центральном расположении восстающего, расчет ведется в следующем порядке.

1. Ширину «ножек» целика определяют по формуле

                                          (1)

где

n – коэффициент запаса прочности, n=1,4÷1,7;

h – расстояние по вертикали между ходками, м;

b – ширина ходка, м;

σ_сж – предел прочности пород кровли на сжатии, МПа.

K_п – коэффициент, учитывающий мощность налегающих пород, создающих нагрузки на целики (при соотношении В/Н ≥ 0,8÷1,0 – K_п = 1;

при В/Н ˂0,8 – K_п = 0,7).

К_а – коэффициент учитывающий угол падения залежи,

;

K_с – коэффициент структурного ослабления массива,

l_т – расстояние между тренишами, м;

K_Д – коэффициент, учитывающий время стояния целика, K_Д=1;

h_х – высота ходка, м;

а_b – ширина восстающего, м;

Общая ширина целика

                                                        (3)

2. Коэффициент пригрузки

                                            (4)

Общую ширину целика с учетом его размера (высоты) в крест простирания (или, что в данном случае то же, пролета камеры А) определяют, если а/A<1  аналогично ширине ленточного целика графоаналитическим методом

                                                 (5)

где

Рисунок 2. Графики изменения ширины целика (а) в зависимости от глубины ведения горных работ (Н), угла падения рудного тела (α), длины камеры (L_к) и трещиноватости пород в пределах прочности пород к сжатию σ_сж=110 МПа и σ_сж=160 МПа

Итак, в соответствии с данной методикой разработан алгоритм для компьютера, выполнены расчеты для различных геомеханических условий и построены соответствующие компьютерные графики (рис. 2).

Из графиков видно, что, в зависимости от изменения геомеханических условий залегания месторождения, устойчивая ширина целика колеблется в диапазонах 4,0м ÷ 18м. При этом, увеличение глубины горных работ (Н) и трещиноватости пород, а также уменьшения длины камеры (L_к), приведет к существенному увеличению ширины целика. Устойчивая ширина целика снижается при увеличении угла падения рудного тела (α) и предела прочности к сжатию (σ_сж).

Вполне надежных методов расчета потолочин камер не существует. По рекомендациям М.И. Aгошкова, отношение высоты горизонтальной потолочины к пролету камер h/A, если камеры расположены по простиранию, принимается равным: 0,2 - 0,3 – в благоприятных условиях разработки, в очень устойчивых рудах; 0,3 - 0,5 – для средних условий, при устойчивых рудах и породах, имеющих местные ослабления; 0,5-0,7 – в неблагоприятных условиях разработки (рис. 3).

Окончательный размер потолочины определяют с учетом коэффициента учитывающий время стояния целика. При сроках стояния до 2, от 2 до 5 и более 5 лет величина этого коэффициента может быть принята равной соответственно 1; 1,25 и 1,43, если коэффициент структурного ослабления К_с≥0,4, и равной соответственно 1; 1,43 и 2 при К_с ≤ 0,4.

Рисунок 3. Зависимость высоты потолочины (h) от ширины пролета (А) при коэффициенте структурного ослабления К_с≥0,4, и сроке отработки до 2 лет

Графики показывают, что увеличение ширины пролета (выемочной мощности руды), от 2 м до 6 м, приводит к соответствующему увеличению высоты потолочины от 1,0м до 3,0м в среднеустойчивых и от 1,5 м до 4,2 м в неустойчивых массивах.

Удельный объем потерь руды в естественных целиках при системе разработки с открытым очистным пространством с искусственными целиками из твердеющих смесей выражается, д. ед./т.

                                                     (7)

где  ΣV_пбл – суммарный объем руды в целиках, складывается из объемов межблочных и межэтажных целиков, то есть

                                                  (8)

V_мбц – объем межблочных целиков, м³;

На рис. 4 представлены графики изменения объемов возвращаемых потерь руды в целиках блока(участка) построенные результатами компютерных расчетов по изложенной выше методике.

Рисунок 4. Графики изменения объемов потерь руды в зависимости от глубины отработки, трешиноватости массива, угла падения рудного тела, длины блока и предела прочности пород на сжатие, при системах разработки с открытым очистным пространством

Из графиков (см. рис. 4) видно, что потери руды в целиках в зависимости от условий колеблется в пределах 10% ÷ 70%, существенно увеличивается по мере роста глубыны разработки и трещиноватости массива и понижается с ростом угла падения рудного тела, длины выемочной единицы и предела прочности массива к сжатию.

Потери руды в целиках повышаются при росте глубыны разработки от 200 м до 600 м в среднем на 20%, и на 10 % при росте трешиноватости массива. С ростом угла падения рудного тела от 60⁰ до 90⁰ и длины выемочной единицы от 20 м до 60 м, удельный объем теряемой руды снижается до 10% и 14%, соответственно. Увеличение предела прочности пород на сжатие от 110 МПА до160 МПа приводит к снижению потерь руды в среднем на 3%.

Выводы

1. Установлено, что при системах подземной разработки месторождений с естественным поддержанием очистного пространства отработки междублочных и потолочных рудных целиков становятся либо малоэффективными, либо вообще невозможными без применения специальных мер защиты из-за концентрации напряжений в целиках после выпуска отбытых камерных запасов.
2. Разработаны графики изменения устойчивой ширины целика и высоты потолочины в зависимости от глубины ведения горных работ, угла падения рудного тела, длины камеры, трещиноватости, предела прочности пород к сжатию и ширине пролета, позволяющие в свою очередь определить объемы потери руды.
3. Дальнейшие исследовании должны быть направлены на создание новых несущих конструкций традиционных систем разработки с искусственными целиками из твердеющей смеси, адаптированных к условиям высоких напряжений горного массива. Такого рода конструкции будут предназначены взамен естественных рудных целиков, с учетом возможности использования безрудных зон массива в качестве естественных опорных целиков с учетом определения рациональных параметров систем разработки с искусственными целиками из твердеющих смесей и рациональных областей их использования.

Список литературы:

1. Битаров В.Н. Обоснование технологии закладки выработанного пространства при отработке запасов богатых руд на больших глубинах // Автореф. дисс. канд. техн. наук. Северо-Кавказский горно-металлургический институт, Государственный технологический университет. – Владикавказ, 2013.
2. Мислибоев И.Т., Гиязов О.М. Технологические особенности подземной разработки жильных месторождений // Горный вестник Узбекистана. – № 4 (35). – 2008. С. 46-40.
3. Методика по определению, нормированию, учету и расчету нормативных потерь и разубоживания полезного ископаемого при подземной разработке месторождений Зармитанской золоторудной зоны. – Узгеорангметлити, 2011.
4. Методические указания по установлению размеров камер и целиков при камерных системах разработки руд цветных металлов. – Чита: Изд-во ВНИПИгор-цветмета, 1988. – 126 с.
5. Раимжанов Б.Р., Хакимов Ш.И., Хамзаев С.А., Равшанов А.А. Разработка и обоснование эффективности комбинированных систем разработки с искусственными целиками в сложных геомеханических условиях // Горный вестник Узбекистана. – Навои, 2022. – № 2(89). – С. 4-7.
6. Раимжанов Б.Р., Хакимов Ш.И., Хамзаев С.А., Равшанов А.А. Технологическая схема подэтажной системы разработки с искусственными целиками из твердеющих смесей для сложных геомеханических условий // Горный вестник Узбекистана. – Навои, 2022. – № 1 (88). – С. 16-20.
7. Хакимов Ш.И., Кобилов О.С. Новая технологическая решения совершенствования систем разработки с подэтажной отбойкой руды в сложных горно-геологических условиях // Innovations in technology and science education. ‒ Volume 1. ‒ Issue 1. 2022. ‒ С. 130.
8. Хакимов Ш.И., Тажиев У.Р., Насриддинов А.Ш. Анализ подземной разработки крутопадающих многожильных рудных тел отделяющими породными прослоями // Горный вестник Узбекистана. – Навои, 2015. – №3 (62). – С. 17-19.
9. Хакимов Ш.И., Таджиев Ш.Т., Кобилов О.С., Гиязов О.М. Обоснование высоты этажа при разработке крутопадающих жильных месторождений // Горный вестник Узбекистана. №1 (80). 2020. – С. 7-9.