Содержание к диссертации
Введение
Глава 1. Состояние вопроса, цели и задачи исследования 9
1.1. Морфология и тектоника залежей Николаевского месторождения 9
1.2. Геомеханические условия разработки месторождения 22
1.3. Анализ применяемой технологии добычи руды 16
1.4. Основные тенденции развития систем разработки мощных пологопадающих залежей в условиях больших глубин 19
1.5. Цель, задачи и методы исследований 32
Глава 2. Геомеханическая оценка сплошной камерной системы разработки с обрушением кровли 34
2.1. Методика исследований 34
2.2. Результаты моделирования на фотоупругих материалах 49
2.3. Оценка устойчивости конструктивных элементов технологии 52
2.4. Анализ напряженно-деформированного состояния массива горных пород при моделировании методом конечных элементов 71
Глава 3. Установление вероятных показателей качества и полноты извлечения запасов 78
3.1. Исходные положения 78
3.2. Методика исследований 80
3.3. Результаты экспериментальных работ 86
3.4. Анализ результатов исследований 93
Глава 4. Результаты промышленных испытаний и экономическая эффективность технологии 101
4.1. Опытно-промышленные испытания технологии Х01
4.2. Оценка влияния параметров блока на основные технико-экономические показатели по системе разработки 109
4.3. Сравнительная технико-экономическая оценка технологии 113
Заключение 117
Список литературы 120
Приложения 132
- Геомеханические условия разработки месторождения
- Результаты моделирования на фотоупругих материалах
- Методика исследований
- Оценка влияния параметров блока на основные технико-экономические показатели по системе разработки
Введение к работе
АКТУАЛЬНОСТЬ РАБОТЫ. Современное состояние отечественных и зарубежных рудников, осуществляющих разработку мощных пологопадающих рудных месторождений подземным способом, характеризуется постоянным ростом глубины работ, увеличением площадей подрабатываемых массивов пород, ухудшением горно-геологических условий и интенсивным проявлением горного давления. Вследствие этого, повышаются требования к технологии добычи полезного ископаемого и возрастают трудности в обеспечении безопасности ведения горных работ.
Основной тенденцией на современном этапе развития техники и технологии выемки пологопадающих рудных залежей является увеличение удельного веса систем разработки с закладкой выработанного пространства. Технологии с закладкой предопределяют высокий уровень извлечения полезного ископаемого из недр, обеспечивают минимальные деформации подрабатываемого массива и сохранение земной поверхности, способствуют уменьшению отходов горного производства и создают сравнительно безопасные условия труда. Однако, при добыче минерального сырья малой и средней ценности, при росте стоимости в последнее десятилетие электроэнергии, вяжущих материалов и транспортных расходов на их доставку, выемка месторождений с закладкой экономически не всегда оправдывается.
В этой связи, разработка более производительных и менее затратных технологий подземной добычи руд средней и малой ценности, обеспечивающих безопасность, полноту и качество извлечения запасов на больших глубинах в настоящее время является актуальной и экономически важной задачей.
Диссертация является частью завершенных в ИГД СО РАН научно-исследовательских работ по темам: «Разработка концепции и ресурсосберегающих технологий эффективного развития подземных рудников Сибири и Дальнего Востока» и «Создание ресурсосберегающей технологии разработки рудных залежей на больших глубинах». Работа выполнена на примере Николаевского месторождения ОАО «ГМК Дальполиметалл».
ЦЕЛЬ РАБОТЫ - обоснование ресурсосберегающей геотехнологии выемки мощных пологопадающих залежей, обеспечивающей безопасность и эффективность извлечения руд средней ценности в условиях больших глубин.
ИДЕЯ РАБОТЫ - состоит в использовании закономерностей формирования напряженно-деформированного состояния рудного и породного массивов при сплошной камерной системе разработки с обрушением кровли для обоснования параметров выемки.
геомеханическая оценка и обоснование безопасных параметров отработки мощных пологопадающих рудных залежей сплошной камерной системой с обрушением пород кровли;
установление показателей качества и полноты извлечения запасов;
обобщение результатов промышленных испытаний технологии, определение трудоемкости и себестоимости добычи руды в зависимости от параметров выемки.
МЕТОДЫ ИССЛЕДОВАНИЙ: анализ и обобщение практики разработки пологопадающих мощных и весьма мощных рудных месторождений, физическое моделирование на активных фотоупругих и эквивалентных материалах, аналитические исследования, технико-экономический анализ.
Геомеханические условия разработки месторождения
Николаевское месторождение было открыто в 1961 г. Деталвная разведка была начата в 1975 г. после вскрвітия его двумя глубокими шахтными стволами и вскрывающим квершлагом на гор. -320 м [6Д4].
В 1984 г. в процессе проходки вертикальных стволов н разведочно-подготовительных выработок гор. -320 м (вертикальная глубина около 800 м) были отмечены первые динамические проявления горного давления в форме интенсивного шелушения, заколообразования и стреляний пород. После факта стреляния, происшедшего в декабре 1977 г. в действующем забое разведочного штрека № 2 гор. -320 м, месторождение отнесено к угрожающим по горным ударам. Это послужило основанием для проведения широкого комплекса геомеханических и технологических исследований [6-14]. В ходе этих исследований были установлены параметры тензора напряжений в нетронутом массиве (табл. 1.1), определены основные прочностные и деформационнвіе характеристики руд и пород (табл. 1.2) и детально изученві геолого-структурные особенности рудного поля. Измерения напряжений в массиве показали, что горизонтальная составляющая в 1,5-2,5 раза превышают вертикальную компоненту исходного поля напряжений. Лабораторными испытаниями [8Д2Д4] была выявлена склонность слагающих месторождение горных пород, к накоплению потенциальной энергии упругой деформации (сжатия) и соответственно к хрупкому их разрушению.
Изученность прочностных и. деформационных характеристик руд и пород позволила установить [6Д4], что основные условия и формы их разрушения определяются комплексным влиянием трех основных факторов: суммарным уровнем напряженно-деформированного состояния (НДС) пород, условиями нагружения со стороны массива и скоростью нагружения.
Анализ горнотехнических условий проявления горного давления (табл.1.3) на месторождении позволяет отметить следующие особенности [6]: интенсивному проявлению горного давления подвержены в основном выработки, расположенные в районах тектонических нарушений и контактов разно-прочных пород. Максимальная концентрация напряжения наблюдается в сближенных выработках и их сопряжениях. Горное давление в статической и динамической формах проявляется преимущественно в участках массива, в пределах которых происходят перемещения пород под влиянием процессов перераспределения напряжений в массиве. Наибольшее число динамических проявлений (82%) отмечается при проведении ггодготовительных выработок, особенно в зонах тектонических нарушений.
Результаты моделирования на фотоупругих материалах
Заключительным этапом моделирования на оптически активных материалах, в настоящей работе, явилось расшифровка и анализ полученных на моделях, в результате их фотографирования, картин изохром-изолиний равных максимальных касательных напряжений. При нагружеиии фотоупругих моделей (основная группа) принималось соотношение горизонтальных и вертикальных исходных напряжений сгх - 2,5а , Для модели имитирующей ситуацию после выемки целика, также рассматривался случай с минимальным уровнем тектонических напряжений т.е. 7Х =1,5(7 . Для исследования закономерностей распределения главных (сг;, (72) и максимальных касательных {ттш) напряжений в конструктивных элементах системы разработки был выбран ряд характерных линий и точек, в которых анализировалось изменение уровня напряжений в зависимости от параметров технологии (рис.2.6). Линия 1 проходит по основанию блока, линия 2 - на уровне центрального горизонтального сечения, линия 3 - по кровли, линия 4 - в центральном сечении консоли. На рис.2.7, представлены результаты моделирования первой группы моделей (табл.2.2) в виде распределения максимальных касательных напряжений (Ттах) при различных параметрах высоты обрушения породной консоли. Для первой группы моделей результаты расшифровки картин изохром представлены на рис.2.8 в виде эпюр распределения rmax по линиям согласно схемы (см. рис.2.6). Изменения главных напряжений G, и а2 для выбранных сечений показаны на рис.2.9. На (рис.2.7 а) представлена ситуация распределения rmax, при высоте породной консоли (/?) равной мощности залежи (т = 40м), при постоянных размерах камеры и целика (Вк -В =20м). Анализируя данную модель можно отметить следующее: величина гтах в сечении целика, в среднем, составляет 22,0 -24,0 МПа (линия 2. рис.2.6). При этом одно из главных напряжений ( 7;) в центре целика достигает максимального значения (41,0+45,8 МПа), а по мере приближения к свободным контурам уменьшается до 30,0 МПа. Второе главное минимальное напряжение ( т2) колеблется от -2,4 до -3,6 МПа (наблюдается зона растяжения). Камера со стороны прилегающего рудного массива испытывает минимальную пригрузку (тшх = 8,0+12,0МПа, У1 -14,0 + 32,0МПа и (У2 = 3,0 -г 17,0 МПа). Кровля над целиком на контакте с зоной обрушения (линии 3, 4) находится в состоянии близкому к одноосному сжатию (т.е т "тах)- Максимальное значение напряжений гтах наблюдается в краевых зонах обрушения (32,0+64,0 МПа). В угловых точках «С» и «F» камеры, соответственно со стороны целика (линия 3) и прилегающего рудного массива (линия 1) наблюдается прирост напряжений. В точке «С» значения 7"тах составляют 32,0+40,0 МПа, 0 = 80,0 + 83,0 МПа и 72 =9,5 +10,5МПа. Величина а1 в точке «F» колеблется от 120 до 140 МПа, что соизмеримо с пределом прочности пород на сжатие. Минимальные значения Гтах наблюдаются в точках «В» и «Е» (линия 3), и в среднем составляют 8,0+16,0 МПа. Однако, в точке «В» наблюдается зона растяжения с 72 - 0 + -1,ЗМПа. По длине пролета зоны обрушения Ттах изменяется от 24,0 до 32,0 МПа. В районе горизонта выпуска руды величина Ттах составляет 24,0+48,0 МПа и постепенно уменьшается с приближением к контурам очистного пространства. Подготовительные выработки имеют незначительное влияние друг на друга. Однако величина действующих rmax Б массиве между ними составляет 24,0+40,0 МПа. В основании целика со стороны выработанного пространства (линия 1 точка «А») Ттах увеличивается с 32,0 до 42,0 МПа, а! до 83,0 МПа. В точке «D» 7тях изменяется от 24,0 до 40,0 МПа, У! и а2 соответственно 80,0+82,0 МПа и 0+1,0 МПа. Учитывая последнее обстоятельство, данная область является наименее устойчивой в сечении целика. Кровля камеры находится в наиболее благоприятных условиях, так как На (рис.2.7 б) представлена модель с увеличенной высотой зоны обрушения породной консоли h-\,5m (/?-60м). Анализ картины изохром показал, что ситуация распределения Тты практически не изменилась. Небольшой отличительной особенностью явилось перераспределение напряжений т;, с2 и rmax в центральном горизонтальном сечении целика и консоли. Большая высота зоны обрушения вызвала увеличение Т , в угловых зонах выработанного пространства дополнительно на 8,0 16,0 МПа.
Методика исследований
Многообразие условий выпуска нередко затрудняет теоретические и в некоторых случаях экспериментальные исследования в натуре. В связи с этим физическое моделирование на эквивалентных материалах является одним из эффективных методов, дозволяющим выявить необходимые закономерности выпуска, характер которых приближенно соответствует реальным условиям. Возможности метода, на основе многочисленных исследований [34,91-103] подтверждают соответствие полученных закономерностей в модели и в натуре.
В основе метода эквивалентных материалов лежит теория механического подобия Ньютона [65,92,94-99], которая основана на геометрическом, кинематическом и динамическом подобии (табл.3.2). Подобными называются явления", происходящие в геометрически подобных системах, если у них во всех рассматриваемых точках отношение одноименных велич ин есть постоянные числа. Эти отношения называются константами подобия. Они равны масштабу моделирования.
Геометрический масштаб моделирования выбирался преимущественно по конструктивным соображениям (Я = 1:125) с учетом практики [91-103] проведения экспериментов (в идеальном случае он должен распространятся на все линейные размеры и формы). 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.
Некоторые авторы [34,91-96, и др.] при моделировании рекомендуют соблюдать равенство углов внутреннего трения, естественного откоса, гранулометрического состава, коэффициента разрыхления, плотности и ряда других физико-механических свойств, влияющих на сыпучие свойства руды. Однако соблюсти одновременно равенство или подобие этих величин задача довольно трудная. Поэтому, выполнение условий подобия приведенных в табл.3.2 явилось необходимым и достаточным для получения корректных результатов, обеспечивающих достаточное соответствие процессов протекающих в модели и в натуре.
Точность и надежность выполнения экспериментов в большой степени зависит от свойств используемых эквивалентных материалов. В качестве руды и пустых пород (табл.3.3) использовались рудный концентрат и доломитовая крошка (данные материалы соответствуют свойствам руды и пустых пород в натуре).
Установлено [34,95,96], что размер используемых эквивалентных материалов менее 5 мм приводит к возникновению сил трения и сцепления, что требует учета подобия этих параметров при моделировании. Объясняется это тем, что силы сцепления между кусками раздробленной руды в натуре существенно малы по сравнению с их массой. В модели же из-за незначительного веса частиц материала, сцепление увеличивается, что приводит к искажению основных параметров выпуска. Аналогичная ситуация наблюдается и в условиях высокой влажности материала. Таким образом, при подготовке сыпучего материала к эксперименту были исключены мелкие (пылевидные) частицы и влажность. С учетом этих положений для повышения точности проведения исследований рекомендуется использовать геометрический масштаб не менее 1:100- 125.
Для более корректного моделирования с учетом многообразия рассмотренных выше факторов в качестве основной характеристики выпуска сыпучего материала был принят комплексный показатель сыпучести [95], определяемый гранулометрическим составом, сцеплением, коэффициентом внутреннего трения и плотностью засыпаемого материала.
При отбойке руды на открытое пространство и наличии одного бокового контакта с вмещающими породами, а также в условиях частичного проникновения налегающих пород, из статистических данных [30,57,91-103] установлено, что показатель сыпучести при отсутствии межколлоидных связей для физико-механических свойств отбитой руды в данных условиях (в том числе для руд Николаевского месторождения) изменяется от 1,5 до 2,0 м.
Опытным путем установлено, что показатель сыпучести используемого материала (Рс) в условиях свободно засыпанной модели рудным концентратом и некоторой части просачивающихся пород из под консоли, при коэффициенте разрыхления -1,38- 1,42 составляет PL = 1,27- 1,33см, что практически соответствует реальным условиям (с учетом геометрического масштаба). Основные параметры моделей (при Я -1:125) представлены в табл.3.4.
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.
Кинематическое подобие соблюдалось временем выпуска руды, которое было определено по формуле 3.5 (в табл.3.2) и по сравнению с реальными условиями сокращено в 11 раз.
В соответствии с поставленными задачами моделировался выпуск обрушенных запасов руды целика с учетом остатков на днище камеры при полевой траншейной подготовке. Для имитации торцового выпуска была разработана специальная конструкция траншеи (рис.3.]) с поперечными выдвижными металлическими пластинками. Расстояние между ними соответствовало ширине отбиваемого слоя в породном мосту траншеи (ге, -Зм). Таким образом, выпуск руды из модели производился последовательно, начиная с торца погрузочно-доставочной выработки, и далее, в отступающем порядке в зависимости от принятого предельного разубоживания в процессе выпуска.
Оценка влияния параметров блока на основные технико-экономические показатели по системе разработки
Для определения эффективности системы разработки составлен алгоритм расчета основных технико-экономических показателей, ограничивающихся пределами очистного блока (см. приложение 4). Основными исходными данными, положенными в основу алгоритма являются: мощность залежи, параметры блока, показатели извлечения на выпуске с учетом конструктивных потерь и разубоживания, показатели на отбойке, доставке руды и обрушении породной консоли (диаметр скважин, параметры БВР, удельные расходы материалов, нормы выработок на выполнение работ, сменные расходы на заработную плату, технические характеристики и стоимость используемого оборудования, удельные затраты на проходческие работы и др.). Расчеты выполнялись для следующих условий: Рассматривалась полевая и рудная подготовка очистного блока; Расчет велся при мощности залежи (т) 20, 30, 40 и 60 м, одновременно варьируя шириной камеры (Вк) от 20 до 40 м при Вц - const; В качестве основного технологического оборудования на очистных работах принималось: для бурения скважин - самоходная буровая установка Simha (Швеция) производительностью 120 м/чел-смену (диаметр скважин 75 мм) [109]; для доставки руды из очистного забоя - погрузочно-доставочная машина типа Того-400Е (Финляндия) производительностью 450 т/чел-смену при длине доставке 200 м [108]; для доставки и заряжания ВВ - Charmek (Швеция); для доставки вспомогательных материалов - U-800CR (Швеция); Число рабочих дней в году на очистных работах принималось равным 305 при 3-сменном режиме; Стоимость материалов, энергии и заработная плата приняты по фактическим данным рудника. В качестве критерия экономической оценки способа подготовки блока принималась валовая прибыль (Пв) на 1 т погашенных балансовых запасов [110-114]. Учитывая комплексность добываемых руд, все расчеты велись на условный металл, который определялся соотношением стоимости включаемых компонентов. Для приведения содержаний полезных компонентов к содержанию условного компонента использовался переводной коэффициент, определяемый согласно [113]. В зависимости от изменения содержаний свинца и цинка в балансовой руде устанавливалось содержание условного свинца (с ,%) в рудном массиве. В расчетах стоимость 1-ой тонны свинца и цинка принимались на основе действующих мировых цен и составили соответственно - 1170 и -2465 долл. США. Значения коэффициентов извлечения металлов в концентраты (при обогащении) определялись в соответствии с разработанной для условий Николаевского месторождения методикой [114]. Прибыль на 1 т балансовых запасов определялась как разница между извлекаемой ценностью и общими затратами [110-112] (приложение 4). В ходе расчетов все затраты, независящие от системы разработки, (транспорт ВПІТ, подъем, водоотлив, вентиляция, амортизация основных фондов, затраты на обогащение и.т.д.), принимались условно постоянными на 1 т товарной руды. Отличие в общих затратах для каждого варианта подготовки с учетом мощности залежи и размеров камеры состояло только в себестоимости 1 т добытой руды в пределах очистного блока. В соответствии с разработанным алгоритмом был проведен комплекс расчетов основных технико-экономических показателей по технологии. Анализ полученных результатов приведен на рис.4.6-4.9. На рис.4.6 представлено изменение общих показателей полноты и качества извлечения по блоку (с учетом средних значений конструктивных потерь и разубоживания) в зависимости от мощности залежи и ширины камеры. Характер изменения показателей извлечения по блоку практически аналогичен пока Увеличение мощности залежи с 20 до 60 м и ширины камеры с 20 до 40 м, независимо от способа подготовки обуславливает снижение объемов подготовительно-нарезных работ (ПНР) в среднем соответственно на 50,0-55,0% и 18,0-22,0%. При рудной подготовке объемы ПНР в зависимости от параметров блока относительно полевой снижаются в среднем в 1,35-1,45 раза. Влияние параметров блока на изменение расчетной себестоимости (3) на 1 т погашенных балансовых запасов приведено на рис.4.8. В ходе расчетов установлено, что с ростом мощности залежи до 60 м себестоимость добычи руды по системе разработки снижается: на очистных работах на 8-10%; в целом по блоку более чем на 30%. При рудной подготовке блока себестоимость в сравнении с полевой уменьшается на 13,0-18,5%.
