Обоснование выемки части прибортовых запасов без нарушения целостности рудного массива и существующего карьерного съезда
Техническое совещание по рассмотрению выполнения технологического регламента для разработки проекта «Доработка Сибайского месторождения подземным способом на участке «Новый Сибай» (Приложение № 3) решило:
- предусмотреть в начальный период доработки месторождения использование выемки части прибортовых запасов на южном и северном участках карьера открытыми камерами (прирезками) из подземных выработок без обрушения бортов карьера;
Технология выемки прибортовых запасов открытыми камерами (прирезками) разработана технической службой Сибайского филиала ОАО «Учалинский ГОК» и подробно изложена ниже.
Физико-механические характеристики пород и руды принятые для обоснования предложенной технологии представлены в таблице 4.2.
Таблица 4.2 – Физико-механические характеристики пород и руд
| Наименование | Плотность, т/м3 | Угол внутреннего трения, град. | Сцепление | ||
| λ=1 | λ=0,02 | λ=0,01 | |||
| Спилиты | 2,87 | 29 | 2220 | 44,4 | 22,2 |
| Спилиты трещиноватые | 2,80 | 31 | 1350 | 27,0 | 13,5 |
| Альбитофиры | 2,65 | 30 | 2640 | 52,8 | 26,4 |
| Медно-цинковый колчедан | 4,22 | 33 | 2000 | 40,0 | 20,0 |
Коэффициент структурного ослабления λ принят: для расстояния до откоса 1-5 м равным 0,01, а для расстояния до откоса 5-30 м равным 0,02.
Значение λ=1,0 характеризует сцепление в куске.
Были выполнены расчеты для участка борта южного фланга для высот: 114 м (гор -3÷-117 м); 337 м (гор +220÷-117 м); 486 м (гор +369÷-117 м).
|
|
|
Для северного фланга – высотой 75 м (гор -50÷-125).
В качестве расчетного принят разрез по координате 6450. Разрезы по южному и северному участкам показаны на рисунках 4.1. и 4.2. По северному участку выемка руды осуществляется в два этапа. Выделена зона I, позволяющая осуществить выемку запасов с сохранением устойчивости существующего борта, и зона II, позволяющая сохранить участок капитального съезда, проходящего по северному борту, но требующая локального обрушения породной части борта. Выемка руды на южном участке производится без разделения на этапы в границах, обеспечивающих устойчивость капитального съезда (зона II).
Граница участков южного и северного бортов, которые могут отрабатываться открытыми камерами (прирезками) представлены на планах выемочных подэтажей (листы 1 – 7).
Результаты расчетов устойчивости сведены в таблицу 4.3.
Таблица 4.3 – Результаты расчетов запаса устойчивости откосов бортов
| Высота борта, горизонты, м | Угол откоса, градус | Коэффициент запаса устойчивости | |||
| Фактический | Проектный | ||||
| Южная выклинка | |||||
| 114 м, гор. (-3) ÷ (-117) м | 52 | - | 1,55 | ||
| - | 58 | 1,30 | |||
| 337 м, гор. (+220) ÷ (-117) м | 43 | - | 1,30 | ||
| - | 42 | 1,30 | |||
| 486 м, гор. (+369) ÷ (-117) м | 38 | - | 1,25 | ||
| - | 38 | 1,25 | |||
| Северная выклинка
| |||||
| 65м, гор. (-60) ÷ (-125) м | 55* | - | 1,60 | ||
| - | 58 | 1,35 | |||
*- угол при высоте 45 м, гор. (-60) ÷ (-105) м.
Предельная высота вертикального откоса для медно-цинкового колчедана определяется по формуле [34]:
(3.1)
где С – величина сцепления, т/м2;
g – плотность, т/м3;
φ – угол внутреннего трения, град.
Результаты вычислений сведены в таблицу 4.4.
Таблица 4.4 – Значения предельной вертикальной высоты откоса
| Наименование пород и руд | Коэффициент запаса устойчивости | |||
| 1,0 | 1,25 | 1,5 | 2,0 | |
| Высота вертикального откоса, м | ||||
| Спилиты трещиноватые | 28 | 21 | 17 | 12 |
| Альбитофиры | 69 | 49 | 38 | 26 |
| Медно-цинковый колчедан | 36 | 24 | 19 | 13 |
Если коэффициент запаса в соответствии с [35] принять не менее 1,25, то предельная вертикальная высота откоса по руде составит 24 м.
По результатам выполненной работы можно сделать следующие выводы.
Предельная высота вертикального откоса (в наших условиях высота открытых камер при вертикальной боковой стенке) не должна превышать 24 м.
|
|
|
Откос, образованный отработкой открытых камер должен иметь угол наклона к горизонту не более 58-60°, а мощность отрабатываемого участка не превышать 20-25м. Оценка устойчивости откосов позволяет сделать заключение, что на устойчивость борта высотой 337 и 486 м отработка участка открытыми камерами не повлияет (таблица 4.3).
При расчетах боковой зажим, возникающий на закруглении борта, не учитывался.
Следует учесть, что верхняя часть вертикального откоса разрушена взрывными работами при отработке вышележащих горизонтов открытым способом. Поэтому деформации верхней части вертикального откоса возможны.
Вывод. Выемка прибортовых запасов открытыми камерами из южного и северного флангов карьера возможна с учетом изложенных ограничений.
4.3 Геомеханическое обоснование параметров отработки основных
запасов рудной залежи с обрушением вмещающих пород
Для отработки основных запасов рудной залежи принята система разработки подэтажного обрушения с естественным обрушением вмещающих пород
[10, 21, 22].
Систему подэтажного обрушения можно применять для отработки круто-падающих рудных тел мощностью более 3 м, а также при мощности рудных тел более 7 м с любым углом падения, в неустойчивых и средней устойчивости вмещающих породах, легко обрушающихся вслед за выемкой руды [21,22]. Отработку запасов руды можно производить в две стадии с предварительной выемкой компенсационных камер или в одну стадию с отбойкой руды в зажиме [10,21,22].
|
|
|
4.3.1 Расчет параметров системы разработки подэтажного обрушения
с одностадийным порядком отработки
Параметры системы разработки подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды принимаем исходя из практического опыта отработки данным вариантом системы разработки [10, 20, 21, 22, 36]. Выемка руды данным вариантом производится в одну стадию – заходками.
Параметры заходок:
- ширина – 8-10 м.;
- длина – до 50 м.;
- высота – до 20 м.;
Выемка руды в заходках производится погрузочно-доставочными машинами.
Управление горным давлением осуществляется обрушением вмещающих пород. Учитывая мощность и крепость вмещающих пород, параметры рудной залежи и склонность руды к самовозгоранию дан расчет минимально необходимого объёма обрушения пород кровли, который создаёт при отработке рудной залежи породную подушку, которая обеспечит надежное подбучивание пород и обеспечит надежную изоляцию выработанного пространства (выполненный расчет представлен ниже в разделе 5 «Системы разработки»).
4.3.2 Расчет параметров системы разработки подэтажного обрушения с
двухстадийным порядком отработки (блоковое обрушение)
Данный вариант системы подэтажного обрушения с двухстадийным порядком отработки рассматривается в технологическом регламенте в качестве альтернативного варианта и рекомендуется для отработки отдельных участков рудной залежи в незначительном объёме [10, 20, 21, 36]. Блок состоит из камеры и целика.
Параметры блока:
- ширина – до 40 м;
- длина – до 50-60 м.;
- высота – 40 м.;
При данной системе разработки важно сохранить в устойчивом состоянии компенсационную камеру и взрываемые на неё рудный целик и рудную потолочину до момента их массового взрыва.
Из практики применения этой системы разработки известно, что шириной целика, как правило, задаются, а объём компенсационной камеры должен составлять не менее 30% от объёма одновременно взрываемой руды.
В регламенте ширину целика принимаем равной 20 м, ширину камеры 15 м и далее производим расчёт толщины потолочины.
Расчёт толщины рудной потолочины производим по методике, изложенной в труде Беляев Н.М. [37]. При расчёте использованы ряд положений из «Методических указаний по определению размеров камер и целиков при подземной разработке руд цветных металлов» [38] и «Методических указаний по определению допустимых пролетов обнажения трещиноватых горных пород при подземной разработке рудных месторождений» [39].
Схема и уравнение для расчета толщины рудной потолочины при наличии над отрабатываемом блоком обрушенных пород приведены ниже.
| Обрушенные породы, h2 | ||
| Рудная потолочина, h1 | ||
ℓк
Схема к расчету толщины рудной потолочины
Потолочину рассматриваем как балку на двух свободных опорах с равномерно распределенной нагрузкой от собственного веса и веса обрушенных пород над отрабатываемым блоком.
Исходное уравнение для расчета выглядит следующим образом:
[σи]= M/W = 0.75qℓ2/h12 (4.1)
где [σи] – расчетный предел прочности руды на изгиб в массиве, т/м 2;
[σи]=0,2 σсжКсо Кз -1 (4.2)
σсж- предел прочности руды на сжатие в образце, принят равным 6000 т/м 2;
Ксо - коэффициент структурного ослабления;
Кз – коэффициент запаса;
M = qℓп 2/8 – максимальный изгибающий момент, тм;
W= b h12 /6 - момент сопротивления сечения относительно нейтральной оси, м 3;
q = (q1 + q2) - равномерно распределенная нагрузка от собственного веса потолочины и веса обрушенных пород, т/м ;
q1 = bℓп h1g1/ℓп - равномерно распределенная нагрузка от собственного веса потолочины, т/м ;
q2= bℓп h2g2/ℓп - нагрузка от веса обрушенных пород, т/м ;
b - ширина балки, равная 1 м;
ℓк - длина балки (ширина камеры), м;
h1 - толщина рудной потолочины, м;
h2 - высота толщи обрушенных пород, оказывающих давление на потолочину (высота возможного свода обрушения), принимаем равной ширине камеры, м;
g1 – усреднённая объёмная плотность руды, равная 4,2 т/м 3;
g2- объёмная плотность обрушенных пород, принята равной 2,6 т/м 3.
Решая уравнения (1, 2) относительно толщины потолочины и, введя сведения и дополнительные коэффициенты, изложенные в документах [38, 39] получим формулу для расчёта толщины потолочины:
h1=-0,5Фg1+[( -0,5Фg1 )2 - (0,5Фg2 h2)]0.5 (4.3)
где Ф= - 0,375*ℓк 2*Кз (0,2 σсжКсо )- 1 (4.4)
Данные расчета толщины рудной потолочины h1 приведены ниже.
При расчете приняты следующие исходные данные: g1 =4,2 т/м3; g2 =2,6 т/м3; Ксо= 0,1; σсж=6000 т/м2; Кз= 3; ℓк=15 м; h2= 15 м.
Ниже представлены промежуточные расчёты значений Ф Ксо= 0,1 и σи=0,1σсж:
Ф 15 м= - 0,375*ℓк 2*Кз (0,1 σсжКсо )- 1= - 0,375*225*3*(0,1*6000*0,1)-1=4,22
и Ксо= 0,1 и σи=0,2σсж:
Ф 15 м= - 0,375*ℓк 2*Кз (0,2 σсжКсо )- 1= - 0,375*225*3*(0,2*6000*0,1)-1=2,11.
Результаты расчёта толщины рудной потолочины
при Ксо= 0,1 и σи=0,1σсж:
h1 (15 м, 0,1)= -0,5Фg1+[( -0,5Фg1 )2 - (0,5Ф*g2*h2)]0.5=0,5*4,22*4,2+[(0,5*4,22*2,6*15)]0.5 = 8,86+[78,50+82,29]0.5 =8,86+12,68≈21,5 м,
при Ксо= 0,1 и σи=0,2σсж:
h1 (15 м, 0,2)= -0,5Фg1+[( -0,5Фg1 )2 - (0,5Фg2 h2)]0.5=0,5*2,11*4,2+[(0,5*2,1+0,1*2,6* 15)]0.5=4,43+[19,63+41,45]0.5 =4,43+7,81≈12,3 м.
Толщину потолочины принимаем равной 12–15 м.
В случае, если возникнет необходимость увеличить ширину компенсационной камеры до 20 м, то толщину потолочины следует принимать равной не менее 20 м.
при Ксо= 0,1 и σи=0,1σсж:
СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ
Дата добавления: 2018-02-15; просмотров: 1054; Мы поможем в написании вашей работы! |
Мы поможем в написании ваших работ!