Цель: Повышение эффективности технологии разработки глубокозалегающего Тундрового месторождения Кольской ГМК.

Идея работы: Отработка глубокозалегающих крутопадающих рудных тел Тундрового месторождения необходимо вести в восходяще-нисходящем порядке многостадийной системой разработки, при этом параметры схемы вскрытия и технологии очистной выемки руды в блоке необходимо определять на базе разработанных экономико-математических моделей для Тундрового месторождения Кольской ГМК.

Научная новизна:

• 
  установлены зоны концентрации сжимающих и растягивающих напряжений при восходящем порядке ведения горных работ, располагаемые в горном массива вокруг верхней части камеры, а также параболические зависимости изменения сжимающих напряжений с глубиной;
  
• 
  установлены зависимости размеров искусственных монолитных целиков от совместного влияния давления пород висячего бока и активного давления сыпучей породной закладки при изменении угла падения рудного тела;
  
• 
  установлены качественные и количественные зависимости приведенных затрат от глубины первой ступени вскрытия при комбинированном восходяще-нисходящем порядке отработки месторождения: минимальная глубина первой ступени составляет 800 м, при ее увеличении значения приведенных затрат остаются постоянными; установлены параболические зависимости изменения удельных затрат на добычу руды от технологических параметров многостадийной системы разработки при восходящем порядке ведения работ.
  

Защищаемые научные положения:

1. Восходящий порядок отработки глубоких горизонтов крутопадающих месторождений позволяет эффективно управлять состоянием горного массива, так как обеспечивает более чем 2-х кратное снижение действующих сжимающих напряжений по сравнению с нисходящим порядком;

2. При восходяще-нисходящем порядке отработки месторождения высота первой ступени вскрытия определяется экономико-математическим моделированием с учетом капитальных затрат и эксплуатационных расходов при выемке как первой, так и второй ступени вскрытия; для рассматриваемого месторождения она составила 800 м;

3. Размеры искусственных монолитных целиков при многостадийной системе разработки должны определяться не только по величине горного давления пород висячего бока, но и с учетом активного давления сыпучей породной закладки камеры второй очереди; для условий Тундрового месторождения длина камер I очереди составляет 8 м, длина камер II очереди составляет 40 м, прочность твердеющей закладки – 3 МПа.

1. Восходящий порядок отработки глубоких горизонтов крутопадающих месторождений позволяет эффективно управлять состоянием горного массива, так как обеспечивает более чем 2-х кратное снижение действующих сжимающих напряжений по сравнению с нисходящим порядком.

Выемка запасов глубокозалегающих (более 1000 м) рудных тел накладывает существенные ограничения на технологию ведения работ. Связано это в первую очередь с высокими геостатическими и геодинамическими (тектоническими) напряжениями и большими размерами подработки пород висячего бока.

Для оценки НДС горного массива при отработке глубоких горизонтов Тундрового месторождения была составлена численная математическая модель. Методом конечных элементов в программном комплексе ABAQUS моделировались три варианта ведения работ:

1. Отработка всего рудного тела в нисходящем порядке;

2. Отработка всего рудного тела в восходящем порядке;

3. Многоступенчатое вскрытие рудного тела при ведении работ и в первой, и во второй ступени в восходящем порядке.

В результате моделирования были определены горизонтальные и вертикальные сжимающие и растягивающие напряжения в горном массиве и сделаны следующие выводы:

При отработке всего рудного тела в нисходящем порядке с увеличением глубины на границе выработанного пространства происходит постепенный рост значений сжимающих вертикальных (рис. 1) и горизонтальных напряжений, которые, при отработке глубоких горизонтов, могут привести к динамическим проявлениям горного давления. Данный рост объясняется повышением естественного поля напряжений (с ростом глубины ведения горных работ), а также увеличением пролета подработки пород висячего бока. Сжимающие напряжения сконцентрированы в висячем боку камеры на уровне откаточного горизонта. Днище блока и выработки закладочного горизонта будут испытывать повышенные сжимающие напряжения.

Растягивающие напряжения концентрируются в лежачем боку камеры на уровне откаточного горизонта. Выработки днища блока и подэтажный штрек будут испытывать повышенные растягивающие напряжения, что при отработке глубоких горизонтов может привести их деформации, появлению трещин и потере устойчивости горного массива вокруг них. Также растягивающие напряжения располагаются в кровле камеры в закладочном массиве вышерасположенного этажа, что приведет к его разрушению и увеличению разубоживания руды твердеющей закладкой.

При отработке всего рудного тела в восходящем порядке сжимающие напряжения сначала растут, затем стабилизируются и постепенно снижаются (рис. 1). Это объясняется тем, что при восходящем порядке горные работы начинают вести на большой глубине в зоне высоких естественных напряжений. Размер подработки пород висячего бока при этом минимален. С развитием горных работ естественные напряжения массива снижаются, что ведет к уменьшению опорного давления. Одновременно растет размер подработки пород висячего бока, что увеличивает значения опорного давления. Их суммарное действие и приводит к указанной выше зависимости.



Рис. 1 Зависимость вертикальных сжимающих напряжений от глубины при восходящем и нисходящем порядках ведения работ.

Зона опорного давления (как горизонтальных, так и вертикальных сжимающих напряжений) расположена в лежачем боку камеры на уровне вентиляционного горизонта. В этой зоне находятся выработки вентиляционно-закладочного горизонта. Днище блока, подготовительные и нарезные выработки не испытывают повышенных сжимающих напряжений. Растягивающие напряжения сконцентрированы в висячем боку рудного тела на уровне вентиляционного горизонта. В этой зоне не предусмотрено проведения выработок.

Сравнивая нисходящую и восходящую технологии можно отметить, что при отработке глубоких горизонтов вертикальные сжимающие напряжения при восходящем порядке в 2 раза меньше, чем при нисходящем порядке (рис. 1). При этом на всех глубинах они не превышают пределы горного массива на разрушение.

При многоступенчатом вскрытии рудного тела применение восходящего порядка для отработки запасов второй ступени вызовет рост сжимающих напряжений в рудном целике между ступенями вскрытия. Значения данных напряжений более чем в 1.5 раза превышают предел прочности рудного тела на сжатие, что приведет либо к повсеместным горным ударам различной ступени интенсивности, либо к полной потере устойчивости данным целиком и невозможности не только его отработки, но даже проведения в нем подготовительных и нарезных выработок. Повышенные значения сжимающих напряжений связаны с большими размерами подработки пород висячего бока выше и ниже рудного целика, большой глубиной ведения горных работ, высокой жесткостью рудного целика.

Таким образом, анализ напряженно-деформированного состояния горного массива установил, что нисходящий порядок не обеспечивает безопасных условий отработки глубоких горизонтов Тундрового месторождения. Восходящая технология, напротив, позволяет снизить (до 2-х раз) сжимающие напряжения при ведении работ на больших глубинах и смещает зону концентрации растягивающих напряжений в верхнюю часть этажа, где отсутствуют горные выработки, обеспечивая тем самым безопасные условия ведения горных работ.

2. При восходяще-нисходящем порядке отработки месторождения высота первой ступени вскрытия определяется экономико-математическим моделированием с учетом капитальных затрат и эксплуатационных расходов при выемке как первой, так и второй ступени вскрытия; для рассматриваемого месторождения она составила 800 м.

Все современные схемы вскрытия крутопадающих рудных месторождений условно можно разделить на две группы: одноступенчатые и многоступенчатые. При одноступенчатом вскрытии стволы проходят сразу на всю глубину распространения рудного тела, где создают концентрационный горизонт. Данный вариант отличается огромными единовременными капитало-вложениями, довольно большим сроком строительства и ввода рудника в эксплуатацию, большим периодом возврата инвестиций.

Вариант многоступенчатого вскрытия отличается тем, что стволы проходят лишь на определенную глубину, где создают концентрационный горизонт, предназначенный для приема руды только первой очереди вскрытия. После отработки запасов первой очереди производят вскрытие запасов второй путем углубки существующих или проведения слепых стволов. Данный вариант отличается меньшими первоначальными капиталовложениями на проведение выработок первой очереди, более коротким сроком строительства рудника. Однако, стоимость углубки (проведения слепых) стволов примерно на 40% дороже проведения таких же стволов с поверхности. Возникают трудности по совмещению подъема руды и породы от проведения выработок второй ступени по одному стволу и с одного концентрационного горизонта.

Как показали расчеты, выполненные для условий рассматриваемого месторождения, применение восходящего порядка позволяет снизить удельные затраты на добычу руды в блоке более чем на 30%. Это достигается изменением схем подготовки и нарезки блока, уменьшением объема подготовительно-нарезных работ, применения комбинированной закладки блока, и др. Однако, вести работы с самого нижнего горизонта месторождения в восходящем порядке невыгодно из-за высоких первоначальных инвестиций в строительство рудника.

Решение заключается в многоступенчатой отработке рудного тела при ведении работ в пределах первой ступени в восходящем, а в пределах второй – в нисходящем порядке (невозможность применения восходящего порядка для отработки запасов второй ступени была обоснована в первом защищаемом положении). При этом, чем больше высота первой ступени вскрытия, тем больше первоначальные капитальные затраты на строительство рудника и больше запасы рудного тела, подлежащие отработке в восходящем порядке при меньших эксплуатационных расходах по системе разработки.

Для установления оптимальной глубины первой ступени вскрытия была составлена экономико-математическая модель (рис. 2). Как показал анализ входящих в нее величин, учет капитальных затрат и эксплуатационных расходов как первой, так и второй ступени вскрытия существенно влияет на значение критерий оптимизации, в качестве которого принята величина приведенных затрат.

Для автоматического расчета зависимости приведенных затрат от глубины первой ступени вскрытия и угла падения рудного тела, разработанная модель была реализована в программах Borland Delphi и Microsoft Excel. В результате проведенных расчетов были установлены зависимости капитальных затрат, эксплуатационных расходов и приведенных затрат от глубины первой ступени вскрытия и угла падения рудного тела.



Рис. 2. Экономико-математическая модель определения оптимальной глубины первой ступени вскрытия.

Зависимость приведенных затрат от глубины первой ступени вскрытия при различных углах падения рудного тела для условий рассматриваемого Тундрового месторождения (рис. 3) не имеет характерного оптимума. Можно сделать вывод, что глубина первой ступени должна быть не меньше 700-800 м. При большей глубине приведенные затраты практически не меняются. Это говорит о том, что вопрос о ее рациональной величине в данном случае должен решаться на основании анализа других факторов: организационно-технических (годовой производственной мощности предприятия, организации проведения слепых стволов), инвестиционных (наличие средств для финансирования вскрытия на всю глубину, учет процента банковских кредитов), экологических и др.


Угол падения рудного тела:


Рис. 3. Зависимость приведенных затрат от глубины первой ступени вскрытия и угла падения рудного тела.

Комбинированный восходяще-нисходящий порядок выгодно отличается от традиционного нисходящего порядка (рис. 3, «60 град. нисх») по величине приведенных затрат. Разница между ними для глубины первой ступени вскрытия 800 м. составляет на 20%.

В результате анализа результатов экономико-математического моделирования, перечисленных выше организационно-технических и инвестиционных факторов, рекомендуемая глубина первой ступени вскрытия составляет 800 м.

3. Размеры искусственных монолитных целиков при многостадийной системе разработки должны определяться не только по величине горного давления пород висячего бока, но и с учетом активного давления сыпучей породной закладки камеры второй очереди; для условий Тундрового месторождения длина камер I очереди составляет 8 м, длина камер II очереди составляет 40 м, прочность твердеющей закладки – 3 МПа.

В настоящее время на рудниках России широкое распространение получил класс многостадийных систем разработки, заключающихся в том, что выемочный блок делят на несколько камер без оставления рудных целиков, которые последовательно отрабатывают одинаковым вариантом системы разработки. Камеры первой очереди заполняют твердеющей закладкой, создавая искусственные целики между камерами второй очереди. Камеры второй очереди отрабатывают под защитой искусственных целиков и заполняют преимущественно сыпучей породной закладкой.

Анализ удельных затрат на добычу руды в блоке показал, что затраты на закладочные работы в ряде случаев составляют до 60 % от общих затрат на добычи руды, что связано с высокой стоимостью твердеющей закладки. Для снижения данного показателя необходимо уменьшить использование твердеющей закладки путем уменьшения размеров камер первой очереди и увеличения размеров камер второй очереди. Однако, чрезмерное уменьшение размеров искусственных монолитных целиков приведет к тому, что либо потребуется увеличить их прочность и соответственно затраты на их создание, либо они перестанут выполнять свою функцию по поддержанию пород висячего бока и будут разрушены.

В данной технологии имеет место следующая геомеханическая ситуация (рис. 4). Искусственный монолитный целик, нагружен со стороны висячего и лежачего боков горным давлением пород висячего бока. Кроме того, он испытывает активное давление сыпучей породной закладки, расположенной в соседней камере второй очереди. Критический момент наступает, когда с одной стороны искусственного целика находится сыпучая породная закладка, а с другой стороны – отработанная, но еще не заложенная камера (пустое пространство). Искусственный целик – подпорная стенка при этом испытывает максимальное давление сыпучей породной закладки, стремящееся его разрушить.



Рис. 4. Расчетная схема определения параметров системы разработки

Для оценки устойчивости искусственного целика при различных углах падения рудного тела был смонтирован стенд и проведено физическое моделирование на эквивалентных материалах влияния горного давления пород висячего бока и активного давления сыпучей породной закладки соседней камеры второй очереди на напряженно-деформированное состояние искусственного целика (рис. 5).


Рис. 5. Внешний вид стенда для проведения физичес-кого моделирования.



Рис. 6. Зависимость абсолютных деформаций целика от угла падения р.т.


В качестве эквивалентных материалов использовалась твердеющая закладка, состоящая из смеси песка, цемента, воды и жидкого стекла. Сыпучая закладка моделировалась дробленой породой крупностью 3-5 мм. Давление пород висячего бока моделировалось пневматической камерой. Активное давление создавалось сыпучей закладкой. Для измерения деформаций применялись датчики часового типа ИЧ-10. Замерялись деформации искусственного целика в направлении открытой камеры, в направлении камеры заполненной сыпучей породной закладкой, а также смещение пород висячего бока.

В результате проведения эксперимента были получены значения абсолютных поперечных деформаций искусственного целика при различных углах падения рудного тела (рис. 6). Они показали, что при малых (10-35⁰) и больших (75-90⁰) углах падения рудного тела деформации искусственного целика. Минимальные деформации получены при угле падения 40-50⁰ - они составили 1,095 мм. Таким образом, в результате проведения физического моделирования было установлено, что угол падения рудного тела существенно влияет на деформации искусственного целика при многостадийной системе разработки.

Для расчета оптимальных параметров искусственного целика была составлена экономико-математическая модель, учитывающая действующие на целик нагрузки со стороны пород висячего бока и сыпучей закладки камеры второй очереди, и экономические затраты на его создание. В результате проведения экономико-математического моделирования для условий Тундрового месторождения были получены зависимости изменения прочности твердеющей закладки камеры первой очереди и удельных затрат на закладку блока от длин камер первой и второй очереди, а также от угла падения рудного тела.

Оптимальные параметры системы разработки определяются на основании анализа зависимости удельных затрат на закладочные работы от длины камер второй очереди при различной длине камер первой очереди (рис. 7). При небольшой длине камер второй очереди искусственные целики хоть и обладают небольшой прочностью, но расположены слишком часто в пределах этажа, что повышает удельные затраты на закладочные работы. При очень большой длине камер второй очереди невысокие затраты на закладку этажа преимущественно дешевой породной закладкой нивелируются увеличением прочности искусственных целиков, а следовательно и затратами на их создание. Оптимальными для Тундрового месторождения являются следующие параметры системы разработки: длина камер первой очереди – 8 м; длина камер второй очереди – 40 м; прочность твердеющей закладки – 3 МПа.

При исследовании зависимости размеров искусственного монолитного целика от угла падения рудного тела (рис. 9) было установлено, что сыпучая породная закладка существенно влияет на их устойчивость. При малых (10-30⁰) углах падения рудного тела напряженно-деформированное состояние искусственных целиков определяется горным давлением вмещающих пород. При крутых (70-90⁰) углах падения напряженно-деформированное состояние искусственного целика определяется активным давлением сыпучей породной закладки соседней камеры второй очереди, которое имеет максимальное значение. Горное давление при этом минимально и определяется величиной бокового распора вмещающих пород. Уменьшение угла падения ведет к снижению величины активного давления и постепенному росту значений горного давления, которые, как было отмечено выше, достигают своего максимума при пологом залегании рудого тела.



Рис. 7. Зависимость удельных затрат на закладочные работы от длины камер второй очереди при различной длине камер первой очереди (LI).

Установлено, что минимальные напряжения искусственный целик испытывает, а, следовательно, и имеет минимальные размеры, при углах падения рудного тела 45-55⁰. Данный вывод, как было отмечено выше, подтвержден физическим моделированием на эквивалентных материалах НДС искусственного целика при его нагружении горным и активным давлением при различных углах падения рудного тела. Результаты экономико-математического моделирования и результаты проведения эксперимента на физической модели качественно согласуется и количественно сопоставимы между собой, что подтверждает корректность составленной экономико-математической модели и рассчитанных по ней результатов.


град.


Рис. 8. Зависимость ширины искусственного целика от угла падения рудного тела.

Таким образом, в результате проведения исследований установлено, что давление сыпучей породной закладки камеры второй очереди играет существенную роль в формировании напряженно-деформированного состояния искусственного монолитного целика, особенно при крутых углах падения, а его значение должно учитываться при проектировании и расчете параметров многостадийной системы разработки.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Диссертация представляет собой законченную научно-исследовательскую квалификационную работу, в которой предлагается новое решение актуальной задачи по отработки крутопадающих рудных месторождений - разработка технологии ведения работ в восходящем порядке многостадийной системой разработки с оптимизацией параметров вскрытия и системы разработки по разработанным экономико-математическим моделям.

Основные научные результаты и выводы заключаются в следующем:

1. Обобщение и анализ способов вскрытия рудных месторождений России и мира позволил составить классификацию способов вскрытия крутопадающих рудных месторождений полезных ископаемых;

2. На базе численного математического моделирования геомеханических процессов методом конечных элементов установлены закономерности изменения параметров НДС состояния горного массива при ведении работ в восходящем порядке:

• 
  при отработке глубоких горизонтов восходящий порядок обеспечивает меньшие значения горизонтальных и вертикальных сжимающих напряжений, чем нисходящий; растягивающие напряжения локализованы в висячем боку рудного тела, а их влияние не распространяется на подготовительные и нарезные горные выработки;
  
• 
  отработка второй (и последующих) ступени вскрытия в восходящем порядке чрезмерно осложнена из-за высоких сжимающих напряжений в рудном целике между ступенями вскрытия;
  

3. Предложены технологические схемы выемки руды в восходящем порядке, обеспечивающие снижение удельных затрат на добычу руды по системе разработки до 30%;

4. Разработана экономико-математическая модель определения оптимальных величины первой ступени вскрытия при комбинированном восходяще-нисходящем порядке отработки месторождения. В модели учтены капитальные затраты и эксплуатационные расходы на первую и вторую ступень вскрытия.

5. Установлено, что сыпучая закладка камер оказывает существенное влияние на НДС искусственных монолитных целиков, и ее необходимо учитывать при расчете параметром многостадийной системы разработки;

6. Разработана экономико-математическая модель определения оптимальных параметров многостадийной системы разработки при ведении работ в восходящем порядке: длины камер первой и второй очереди, прочности твердеющей закладки. Расчет параметров производится на основе анализа действующих в искусственном целике напряжений от горного давления пород висячего бока и активного давления сыпучей породной закладки соседней камеры второй очереди.

7. На основании проведенных исследований и расчетов сделаны рекомендации по технологии отработки Тундрового месторождения Кольской ГМК. Оптимальным является вскрытие месторождение двумя ступенями при глубине первой 800 м. Горные работы ведутся в комбинированном порядке: первую ступень отрабатывают в восходящем, а вторую в нисходящем порядке. Для добычи руды в блоке рекомендуется применить многостадийную систему разработки со следующими параметрами: длина камер первой очереди составляет 8 м, длина камер второй очереди – 40 м, прочность твердеющей закладки камер первой очереди – 3 МПа.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Минаев Д.Ю. Каскадная схема вскрытия крутопадающих рудных месторождений // Сборник трудов молодых ученых СПГГИ (ТУ) / СПГГИ, СПб, 2001, вып. 7, с. 77-79.

2. Минаев Д.Ю. Исследование эффективности восходящей отработки рудных месторождений // Научные исследования молодых ученых / СПГГИ (ТУ), СПб, 2002, (Записки горного института, т. 150, ч.1) с. 44-47.

3. Ковалев О.В. Обоснование восходящего порядка отработки глубоких горизонтов рудника «Северный» ОАО «Кольская ГМК» / Ковалев О.В. Минаев Ю.Л. Минаев Д.Ю. // Полезные ископаемые России и их освоение / СПГГИ (ТУ), СПб, 2002, (Записки горного института, т. 152), с. 74-77.

4. Богуславский Э.И. Расчет параметров искусственных целиков при восходящем порядке отработке рудных тел. /Богуславский Э.И., Минаев Д.Ю. // Успехи современного естествознания, 2004, №4. с. 56-57.

5. Минаев Д.Ю. Определение размеров искусственных целиков при восходящей двухстадийной камерной системе разработки // Полезные ископаемые России и их освоение / СПГГИ (ТУ), СПб, 2003 (Записки горного института, т. 155, ч.1), с. 69-72.

6. Богуславский Э.И. Определение размеров искусственных целиков и пролетов камер при различных горногеологических условиях / Богуславский Э.И., Минаев Д.Ю. // Материалы межвузовской научно-практической конференции «Актуальные проблемы науки в России» Выпуск 2, Кузнецк, 2004, с. 396-400.

7. Minaev D. Technology Of Up-Way Development Deep Ore Mines // Материалы научно-практической конференции в Краковской горно-металлургической Академии, Краков, 2004, с. 76.

8. Минаев Д.Ю. Технология восходящей отработки глубокозалегающих рудных месторождений / Минаев Д.Ю., Богуславский Э.И. // Материалы VII Международной конференции «Новые идеи в науках о Земле», Москва, МГГУ, 2005, с. 117-122.

9. Богуславский Э.И. Технология восходящей отработки месторождений на больших глубинах / Богуславский Э.И., Минаев Д.Ю. // Горный Информационно-Аналитический Бюллетень, 2005, №2. с. 161-165.