Розробка технології підземного відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини в умовах криворізького басейну

Размещено на http://www.allbest.ru/

МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ

КРИВОРІЗЬКИЙ ТЕХНІЧНИЙ УНІВЕРСИТЕТ

АВТОРЕФЕРАТ

дисертації на здобуття наукового ступеня доктора технічних наук

«Розробка технології підземного відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини в умовах криворізького басейну»

Спеціальність: 05.15.02 - підземна розробка родовищ корисних копалин

УДК 622.272.6

Логачов

Євгеній Іванович

Кривий Ріг - 2006

Дисертація є рукописом.

Роботу виконано на кафедрі підземної розробки родовищ корисних копалин Криворізького технічного університету Міністерства освіти і науки України (м. Кривий Ріг).

Науковий консультант -доктор технічних наук, професор Капленко Юрій Петрович, завідувач кафедри підземної розробки родовищ корисних копалин, заслужений діяч науки і техніки України, Криворізький технічний університет.

Офіційні опоненти:

доктор технічних наук, професор Усаченко Борис Миронович, завідувач відділу механіки гірських порід, Інститут геотехнічної механіки Національної академії наук України (м. Дніпропетровськ);

доктор технічних наук, старший науковий співробітник Цариковський Володимир Валентинович, завідувач відділу підземних гірничих робіт і геомеханіки, Державне підприємство НДГРІ (м. Кривий Ріг);

доктор технічних наук, професор Касьян Микола Миколайович, завідувач кафедри розробки родовищ корисних копалин, Донецький національний технічний університет (м. Донецьк).

Провідна установа -Національний гірничий університет Міністерства освіти і науки України, кафедра підземної розробки родовищ (м. Дніпропетровськ).

Захист відбудеться ''9'' листопада 2006 р. о 14 годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 09.052.02 при Криворізькому технічному університеті за адресою: 50002, м. Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Криворізького технічного університету за адресою: 50002, Кривий Ріг, вул. Пушкіна, 37.

Автореферат розісланий ''6'' жовтня 2006 р.

Вчений секретар спеціалізованої вченої ради,

доктор технічних наук О.М.Голишев

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність теми. Підземні гірничі роботи в Криворізькому басейні наближаються до рівня граничної глибини підйому (перша ступінь розкриття). Для переходу на багатоступінчастий підйом (комбіновані схеми розкриття) необхідні значні інвестиції, а також час на модернізацію і технічне переоснащення комплексів підйому, вентиляції і водовідливу. Протягом цього періоду з метою підтримки виробничих потужностей, раціонального використання матеріальних, трудових і сировинних ресурсів шахти доцільно крім видобутку запасів залізної руди, що залишилися (втрачені руди, запаси в охоронних ціликах), відпрацьовувати супутню мінеральну сировину. В якості такої для промисловості України, а також країн ближнього і далекого зарубіжжя, може виступати тальковий сланець, доломітизований вапняк, діабазова сировина, краскові руди і ряд інших корисних копалин.

Тальковий сланець є мінеральною сировиною, попит на видобуток і переробку якої існує з боку кількох підприємств України. Селективна розробка сланцевмістних порід підземним способом забезпечує вилучення сировини більш високої якості з наступним одержанням при переробці титану, ванадію, хрому і нікелю, що дає можливість експорту даної сировини. Однак сучасні умови ведення очисних робіт при видобутку залізної руди, широкий діапазон гірничо-геологічних умов залягання супутньої мінеральної сировини, нестійкість масиву, тріщинуватість, висока рухливість і схильність до самообвалення, вкрай ускладнюють її видобуток традиційними технологіями. У цих умовах удосконалення технології відпрацювання тріщинуватих масивів супутньої мінеральної сировини необхідно здійснювати в напрямку, що забезпечує стійкість гірничих виробок і комунікацій, розташованих на верхніх горизонтах. Виконання даних вимог можливо у разі відпрацювання цієї сировини в існуючих зонах зсуву та обвалення. При цьому зниження собівартості видобутку і поліпшення показників вилучення є найважливішими чинниками, що визначають в цілому ефективність комплексного і раціонального використання надр Криворізького басейну. Тому дослідження, спрямовані на розробку ефективної ресурсозберігаючої і комплексної технології відпрацювання супутньої мінеральної сировини в умовах Криворізького басейну, є актуальними. Відповідно, розробка теоретичних основ оптимізації процесів гірничих робіт, пов'язаних із забезпеченням стійкості налягаючого масиву, відбійкою і випуском тріщинуватого рухливого маломіцного масиву, при використанні ефективних технологій видобутку і переробки кінцевого продукту є суттєвою науково-технічною проблемою, яка має важливе значення для підвищення рівня комплексного освоєння надр Криворізького залізорудного басейну. Вирішенню зазначеної проблеми присвячена ця дисертація.

Зв'язок роботи з науковими програмами, планами, темами

Дисертаційна робота виконувалася в процесі реалізації завдань з держбюджетної тематики. Автор брав участь у виконанні тем: ''Исследование и разработка технологических схем отработки залежей богатых руд с комбинированной закладкой'' (тема № 31-27-88, номер державної реєстрації 01.88.0017626), ''Разработка методики и комплексной оптимизации технологических и конструктивных параметров технологии отработки месторождений с массовым обрушением руды'' (тема № 31-484-90, номер державної реєстрації 01.90.0069723), ''Выбор рациональных путей развития подземного Кривбасса в условиях рыночных отношений'' (тема № 30-46-94, номер державної реєстрації 0195U003030). Зазначена проблема вирішувалась у більш повному обсязі в період навчання автора в докторантурі при Криворізькому технічному університеті.

Метою роботи є підвищення ефективності підземної розробки родовищ супутньої мінеральної сировини за рахунок створення більш досконалої технології її видобутку і переробки, яка з урахуванням геологічних, технологічних і економічних факторів забезпечує комплексне використання мінеральних ресурсів Криворізького басейну.

Для досягнення зазначеної мети поставлено і вирішено такі завдання:

- визначити параметри вивалоутворення в породах висячого боку при їх підробці в процесі ведення очисних робіт на обмежених ділянках покладу супутньої мінеральної сировини;

- розробити принципові технологічні схеми відпрацювання ділянок родовища, що дозволяють запобігти зсуву вищележачого масиву з урахуванням зон порушень, що виникли при відпрацюванні залізних руд;

- дослідити закономірність випуску рухливої гірської маси в умовах контакту руди з породами підривки поблизу площини висячого боку;

- розробити технологію поверхового випуску, що забезпечує зменшення витрат нарізних виробок при поліпшенні показників вилучення;

- встановити закономірність заглиблення монолітного породного блоку в сипуче середовище при випуску руди в умовах забезпечення стійкості вищележачого масиву за рахунок формування природного перекриття в породах висячого боку;

- обґрунтувати раціональні параметри буровибухових робіт при руйнуванні неоднорідних тріщинуватих маломіцних масивів;

- визначити економічно доцільні обсяги видобутку супутньої мінеральної сировини і дослідити вплив різних способів переробки мінеральної сировини на якість кінцевого продукту;

- розробити і обґрунтувати нові ресурсозберігаючі технології, що забезпечують комплексне і раціональне використання запасів надр.

Ідея роботи полягає у відробці покладів супутньої мінеральної сировини із застосуванням технологій, які забезпечують заміщення випущеного об'єму корисної копалини вміщуючими породами, що дозволяє локалізувати порушення вищележачих гірських порід у проектних межах зон зсувів, сформованих при відпрацюванні багатих залізних руд.

Об'єктом досліджень є комплекс технологічних і конструктивних параметрів систем розробок, що визначають ефективність видобутку супутньої мінеральної сировини.

Предметом досліджень є закономірності процесу масового випуску руди в умовах підривки порід висячого боку і переміщення породного перекриття, яке знижує ступінь підрбки налягаючого масиву з урахуванням економічно обґрунтованих обсягів видобутку і переробки супутньої мінеральної сировини. мінеральна сировина геологічний

Методи досліджень. Мета дисертаційної роботи реалізована з використанням комплексного методу досліджень, який включає техніко-економічний аналіз показників роботи гірничодобувних підприємств, статистичний аналіз, математичне моделювання, теоретичні дослідження та фізичне моделювання випуску руди, а також базується на основних положеннях механіки гірських масивів і сипучих середовищ.

Наукові положення, що захищаються в дисертації:

1. Вибір технології відпрацювування покладу супутньої мінеральної сировини, що зменшує величину підробки налягаючого рудного масиву, здійснюється залежно від зближеності очисного простору з проектним контуром зони зсуву, сформованої у результаті виймання багатих залізних руд. В якості показника ступеня зближеності прийнято коефіцієнт К_сбл., пропорційний відношенню об'єму пустих порід, які перепускаються з контуру підривки і забезпечують повне заміщення руди в очисному просторі, до об'єму мінеральної сировини, що видобувається з нього. При К_сбл.< 1 відпрацювання покладу супутньої мінеральної сировини здійснюють технологією з додатковим перепуском пустих порід з існуючих зон зсувів і обвалень; при К_сбл. 1 видобуток супутньої мінеральної сировини здійснюють за технологією, властивою для умовно відособлених покладів, що залягають в стійких вміщуючих породах; при К_сбл. = 0 послідовність відпрацювання покладів залізної руди і супутньої мінеральної сировини обирають з умов забезпечення оптимальних показників вилучення.

2. Втрати руди в гребенях між випускними отворами в лежачому боці покладу визначаються різницею між відношенням відстані точки перетинання їх суміжних поверхонь впливу відносно площини лежачого боку, до висоти стовпа руди, і сумою ступенів відношень висоти перетину області впливу кожної воронки випуску до висоти стовпа руди над нею з урахуванням фізико-механічних властивостей сипучого середовища і координат розміщення випускних отворів. Коли область впливу випускного отвору є поверхнею воронки заглиблення величина ступеня складає 2,5, а у випадку, коли поверхня воронки заглиблення трансформується в поверхню граничного впливу, величина ступеня складає 1,5.

3. Глибина проникнення в рудну масу монолітного породного блоку, який забезпечує стійкість налягаючого масиву, прямо пропорційна кореню квадратному з відношення його ваги до добутку коефіцієнта бічного тиску на об'ємну вагу налягаючого сипучого середовища. При вертикальній орієнтації породного монолітного блоку глибина його проникнення складає 25...27 м при куті падіння покладу б 40 і його потужності М 30 м.

Наукова новизна результатів роботи полягає в тому, що:

- встановлені параметри можливого обвалення порід висячого боку при відпрацюванні нестійкого масиву покладу супутньої мінеральної сировини;

- уперше розроблено класифікацію принципових технологічних схем відпрацювання ділянок родовища супутньої мінеральної сировини поблизу родовища багатої залізної руди з урахуванням ступеня їх зближеності, який впливає на спосіб локалізації зони зсуву і обвалення гірського масиву в межах зони обвалення, сформованої раніш при відпрацюванні покладу залізної руди;

- досліджені особливості процесу випуску під захистом стійкого висячого боку, встановлені параметри фігур випуску і показники вилучення в умовах заміщення руди, що випускається, породами підривки;

- уперше встановлено закономірності проникнення монолітного породного блоку в сипуче середовище в процесі випуску, що забезпечує стійкість вищележачого рудного масиву в контурах його зруденіння;

- встановлено залежність величини лінії найменшого опору при буровибуховому руйнуванні масиву супутньої мінеральної сировини від швидкості розповсюдження поздовжніх звукових хвиль, що є інтегральною характеристикою міцнісних властивостей різнорідного рудного масиву;

- проведено оцінку величини ударного навантаження кусків руди у фазі їх польоту при взаємодії з площиною оголень нестійких порід і визначені параметри запобіжної рудної ''кірки'', яка знижує засмічення рудної маси породними включеннями в умовах камерної виїмки;

- обґрунтовано способи переробки мінеральної сировини, які забезпечують підвищення якісних показників кінцевого продукту, а також розроблено методику визначення економічно доцільних обсягів видобутку супутньої мінеральної сировини в умовах Криворізького басейну.

Обґрунтованість і достовірність наукових положень, висновків і рекомендацій обумовлена: коректною постановкою і вирішенням задач з використанням апробованих фундаментальних положень механіки гірських порід та механіки сипучих тіл; лабораторними дослідженнями, що підтверджують результати математичного моделювання; позитивним досвідом упровадження розроблених технологічних рішень.

Наукове значення роботи полягає в створенні теоретичних основ визначення технологічних параметрів систем розробки, які забезпечують комплексне і раціональне відпрацювання родовищ підземним способом у межах проектних контурів зон зсувів та обвалень, сформованих поблизу покладу залізних руд.

Практичне значення роботи полягає:

- в обґрунтуванні конструктивних параметрів технологічних схем і систем розробки при вилученні супутньої мінеральної сировини поблизу відпрацьованого покладу багатої залізної руди, що зменшують ступінь підробки налягаючого рудного масиву (патент 45045 А);

- у розробці технології випуску рудної маси через систему підняттєвих у лежачому боці покладу, що дозволяє значно знизити витрати нарізних виробок і поліпшити показники видобутку (патент 58799 А);

- у визначенні координат закладення додаткових виробок випуску в лежачому боці покладу, що дозволяють забезпечити планові показники видобування при відпрацьовуванні родовища з кутом падіння б, що не перевищує 45... 55;

-у розробці способу відбійки рудного масиву, що межує з породними включеннями (А.с.1719636);

- у визначенні економічно виправданих обсягів видобутку корисної копалини відповідно до потреб внутрішнього ринку України, у встановленні оптимальних технологічних параметрів переробки супутньої мінеральної сировини;

- у розробці паспортів ефективних конструкцій систем розробки при відпрацюванні нестійких і складноструктурних гірських масивів;

- у створенні проектів відпрацювання покладів корисних копалин на вищележачих горизонтах із застосуванням високопродуктивних комплексів самохідного доставочного, транспортного і бурового устаткування;

- у створенні паспортів пунктів обслуговування самохідного дизельного устаткування в підземних умовах на раніше відпрацьованих горизонтах (АС 1261815).

Особистий внесок автора в наукові результати, що представлені в дисертації і виносяться на захист, полягає у формулюванні наукової проблеми, мети, задач, ідеї, наукових положень, висновків і рекомендацій. Автор самостійно здійснив теоретичні й експериментальні дослідження основних технологічних процесів, що дозволяють ефективно відпрацьовувати нестійкі складноструктурні поклади супутньої мінеральної сировини підземним способом в умовах Криворізького басейну. Автор безпосередньо брав участь у впровадженні розробленої технології у виробництво.

Реалізація результатів досліджень. Результати досліджень були використані в таких нормативних документах: ''Методические указания к разработке технологических схем выемки рудных залежей, находящихся под обрушенными налегающими породами, содержащими глинистые включения'' (ВАТ ''Суха Балка'', 2003 р.); ''Типовой паспорт системы разработки подэтажного обрушения с массовой подрывкой пород висячего бока для условий залежи ''Шурфов 42-46'' ш. ''Юбилейная'' ОАО ''Суха Балка''(ВАТ ''Суха Балка'', 2004 р.); ''Типовой паспорт системы разработки подэтажного обрушения с частичной подрывкой пород висячего бока для условий залежи ''Шурфов 42-46'' ш. ''Юбилейная'' ОАО ''Суха Балка''(ВАТ ''Суха Балка'', 2004 р.), а також при розробці технології видобутку талькового сланцю в умовах ш. ''Жовтнева''; при повторній відробці корисної копалини на раніше відпрацьованих горизонтах з використанням самохідного устаткування в умовах ВАТ ''Суха Балка'' і ВАТ ''КЗРК''; при відпрацьовуванні складноструктурних покладів, що виключає руйнування вищележачої товщі порід у межах зруденіння (ВАТ ''Суха Балка'' ш. ''Ювілейна'', 2004 р.), що дозволило одержати економічний ефект у розмірі 563,3 тис.грн.; при створенні паспортів пунктів обслуговування і камер паливно-мастильних матеріалів для самохідного дизельного устаткування в підземних умовах Криворізького басейну.

Апробація роботи: основні положення дисертаційної роботи і результати досліджень доповідалися на: щорічних науково-технічних конференціях КТУ в 1992-2006 рр.; науково-технічній конференції ''Экологические проблемы горного производства'' (Москва, 1993 р.); 2-й міжнародній науково-технічній конференції ''Проблемы и перспективы использования геоинформационных технологий в горном деле'' (НГАУ, Дніпропетровськ, 2000 р.); міжнародному симпозіумі ''Геотехнологические и экологические проблемы освоения подземного пространства'' (НГАУ, Дніпропетровськ, 2001р.); 3-й міжнародній науково-технічній конференції ''Проблемы геоинформатики при комплексном освоении недр'' (НГАУ, Дніпропетровськ, 2001 р.); Міжнародному конгресі ''300 лет Уральской металлургии: Цветная металлургия-производство меди, никеля, титана и других цветных металлов'' (г. Верхняя Пышма: ''Уралэлектромедь'', 2001 р.); науковій конференції ''Проблеми и перспективы геотехнологий в начале III тысячелетия (Форум гірників-2002)'' (НГУ, Дніпропетровськ, 2002 р.); науковому симпозіумі ''Неделя горняка-2003'' (МДГУ, Москва, 2003 р.); Міжнародній науково-технічній конференції, присвяченої 70-річчю ДНДГРІ ''Развитие методов добычи руд черных металлов и пути их дальнейшего совершенствования'' (м. Кривий Ріг, 2003 р.); ''Неделя горняка, 2004 г. Научный симпозиум'' (ІПКОН РАН - МДГУ, Москва, 2004 р.); конференції ''Качество минерального сырья'' (м. Партеніт, 2005 р.); міжнародній конференції ''Форум гірників-2005'' (НГУ, Дніпропетровськ, 2005 р.).

Публікації. По темі дисертації опубліковано 56 наукових праць, з них 21 самостійних, при цьому 44 наукових праць опубліковано в спеціалізованих виданнях ВАК України. За результатами проведених досліджень отримано 2 авторські свідоцтва і 2 патенти.

Обсяг і структура дисертації. Дисертаційна робота складається зі вступу, 8 розділів, висновку, списку використаних джерел з 206 найменувань на 17 сторінках і додатку на 13 сторінках. Обсяг дисертації - 332 сторінки, вміщує 77 рисунків і 33 таблиць, містить 254 сторінок машинописного тексту.

ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

У вступі обґрунтована актуальність досліджень і необхідність удосконалення технології підземної розробки, сформульована проблема, мета і задачі дослідження, відображені наукова новизна і практичні результати, представлені наукові положення, що виносяться на захист, а також відомості про апробацію і публікації досліджень.

У першому розділі розглянуто ряд характерних рис відпрацювання руд підземним способом в умовах Криворізького басейну. Встановлено, що найближчим часом перед гірничодобувними підприємствами Криворізького басейну виникнуть суттєві проблеми, обумовлені можливостями підйому при досягненні граничної глибини очисних робіт. До цього періоду має бути сформована концепція розвитку гірничо-металургійного комплексу та унікального за запасами залізорудного басейну на першу половину ХХІ століття. У зв'язку з цим провідні науково-дослідні і проектні інститути (ДНДГРІ, м. Кривий Ріг; ''Кривбаспроект'', м. Кривий Ріг; ІГТМ НАН України, м. Дніпропетровськ), університети гірничого профілю (КТУ, м. Кривий Ріг; НГУ, м. Дніпропетровськ) ведуть активну роботу з перспективного технологічного прогнозування особливостей видобутку корисних копалин у регіоні.

Як свідчить досвід ведення очисних робіт, призупинення підземного видобутку залізних руд в умовах Криворізького басейну є економічно невиправданим. У той же час проблеми, пов'язані з досягненням гірничими роботами граничних глибин підйому, залишаються нерозв'язаними.

Аналіз відпрацювання надглибоких горизонтів на вітчизняних і зарубіжних рудниках дозволяє здійснити три принципові варіанти генеральної реконструкції діючих шахт у найближчі 10...15 років:

- перехід на комбіновану схему розкриття з проходкою сліпих рудопідйомних стволів нижче глибини 1500...1600 м;

- проведення модернізації підйомних установок, що дозволяє здійснювати прямий підйом руди з глибини 1600...1800 м;

- зниження бортового вмісту корисного компоненту в залізній руді, що добувається, вторинне відпрацювання втрачених залізних руд чи залучення у видобуток супутньої мінеральної сировини.

Перші два варіанти пов'язані із значними капіталовкладеннями, у тому числі й валютними. Зміна кондицій на залізну руду, що добувається, обумовить погіршення якості залізорудного концентрату і призведе до зниження кола споживачів. Перехід на комплексне відпрацювання родовищ залізних руд дозволить на певний час запобігти різкому зниженню річних обсягів видобутку корисних копалин до прийняття остаточного рішення про перспективу розвитку гірничо-металургійного комплексу Криворізького басейну.

Аналіз якісних характеристик мінеральної сировини, яка використовується переробними підприємствами в країнах далекого і ближнього зарубіжжя, свідчить, що мінеральна сировина, яка залягає в підземних умовах Криворізького басейну, може, безсумнівно, становити інтерес не тільки для внутрішнього ринку України. Гірничо-геологічні умови залягання ряду різновидів супутньої мінеральної сировини поблизу покладів залізних руд та їх основні якісні характеристики представлені в табл. 1.

З огляду на вкрай неоднорідні фізико-механічні характеристики руд і вміщуючих порід, різноманітну орієнтацію залягання відносно родовища залізних руд, існує імовірність збільшення зон зсуву і обвалення при виїмці зруденінь до розмірів, що можуть створити небезпечні умови роботи шахти в цілому. Спільна експлуатація родовища багатих залізних руд і покладів супутньої мінеральної сировини обумовлює взаємний вплив у часі і просторі загальних технологічних зон на стійкість рудного масиву, що налягає, у контурах зруденіння, а тому застосування традиційних технологій буде малоефективним.

Питаннями технології відпрацювання слабкостійких гірських порід підземним способом займалися М.І. Агошков, Г.М. Малахов, Ю.П. Капленко, В.Р. Іменітов, В.О. Щєлканов, Б.М. Усаченко, О.Р. Черненко, Д.Р. Каплунов та ін. Значним внеском у теорію і практику вибухового руйнування неоднорідних і тріщинуватих масивів є роботи Ю.П. Капленка, В.Ф. Клочкова, П.Й. Федоренка, О.Н. Ханукаєва, В.Н. Мосінца, Е.І. Єфремова й інших. Проблемам створення наукових основ технології випуску рухливої рудної маси в умовах контакту з обваленими налягаючими породами присвячені роботи В.В. Куликова, В.А. Коржа, І.К. Куніна, В.Р. Безуха, П.Д. Петренка, М.Г. Дубиніна, Р. Квапіла й інших. Теоретичним обґрунтуванням величин деформацій і напрямку діючих головних напружень при веденні очисних робіт у Криворізькому басейні займалися І.Д. Ривкин, В.В. Цариковський, В.М. Кучер, С.Г. Борисенко, В.П. Волощенко, В.П. Лавриненко та інші.

Якісні характеристики супутньої мінеральної сировини і умови ії залягання

Таблиця 1

№ п/п	Найменування шахт та рудників	Хімічний склад, %	Місце залягання	Поту-жність покладу, м	Міц-ність руди	Міцність порід
		Fе2О3	SiO2	Al2О3	МgО	CаO				лежачій бік	висячій бік
	Тальковий сланець
1	шахта ''Гігант'', ВАТ ЦГЗК	9,36	41,6	7,13	23,05	4,8	У лежа-чому боці покладу залізних руд	15…30	1…3	7…9	6…12
3	шахта ''Родіна'' ВАТ ''КЗРК''	9,18	40,4	9,3	22,6	5,5	те ж	20…80	1…3	те ж	те ж
4	шахта ''Ювілейна'' ВАТ ''Суха Балка''	9,3	40,4	8,25	21,48	5,8	''-''	5…60	1…3	''-''	''-''
5	шахтоуправління ВАТ ''Міттал Стіл-Кривий Ріг''	9,74	41,8	8,1	22,7	5,5	''-''	10…150	1…4	''-''	''-''
	Доломітизована сировина
6	шахта ім. Фрунзе, ВАТ ''Суха Балка''	1	3,1	0,6	18,5	30,9	У висячому боці покладу залізних руд	100..400	8..10	8…10	8…10
	Діабазова сировина
7	шахта ім. Фрунзе, ВАТ ''Суха Балка''	4	45	13	5	8	Перетинає поклад Залізних руд	10…20	12…18	7…8	7…8

З метою підвищення ефективності комплексного відпрацьовування корисних копалин Криворізького басейну виникла необхідність виконати додаткові дослідження, пов'язані: з вибором і обґрунтуванням технології відпрацювання запасів супутньої мінеральної сировини, що забезпечує локалізацію зон зсувів і обвалень; установленням закономірностей випуску рухливої неоднорідної сипкої маси в умовах заміщення об'єму руди, що видобувається, налягаючими пустими породами; визначенням параметрів буровибухових робіт при руйнуванні вкрай неоднорідних тріщинуватих рудних масивів і визначенням раціональних обсягів видобутку та переробки супутньої мінеральної сировини.

У другому розділі приведено методики досліджень, принцип яких покладено в основу удосконалення процесів очисної виїмки. Сутність цих методик полягає в наступному:

- спочатку встановлюється деяка функціональна характеристика, яка є математичною моделлю, що дозволяє встановити, наприклад, величину навантажень, діючих на сукупність поверхонь у сипучому середовищі і виявити з них поверхню, яка відповідає умовам рівноважного стану стосовно зовнішніх впливів. Знайденим параметрам рівноважного стану об'єкта , який досліджується, як правило відповідає визначений набір змінних величин, які характеризують якісний стан поля напружень;

- далі для оцінки адекватності створеної локальної математичної моделі реальним процесам, що відбуваються в натурних умовах, здійснювали вибіркову перевірку отриманих результатів фізичного моделювання з використанням еквівалентних матеріалів в лабораторних умовах;

- у випадку коректної відповідності значень зареєстрованих параметрів досліджуваного об'єкта в лабораторних умовах з теоретично прогнозованими вважали, що використовувані математичні залежності цілком прийнятні для опису сутності фізичного процесу в досліджуваному інтервалі визначальних факторів;

- після цього математичну модель пропонували використовувати як основу для технологічного прогнозу ряду показників видобутку руд в умовах шахт Криворізького басейну.

У третьому розділі розглянуто фактори, що впливають на параметри зон зсувів і обвалень при відпрацюванні покладів залізних руд. Аналізом величин деформацій гірських порід на ділянках, що відпрацьовуються поблизу, було встановлено, що основними факторами, які впливають на кут зсуву порід лежачого і висячого боків, є глибина гірничих робіт, фізико-механічні властивості вміщуючих порід та порядок ведення очисних робіт у межах поверху чи виймальної ділянки.

На разі глибина очисних робіт на шахтах Криворізького басейну складає 1100…1300 м. При досягненні очисними роботами глибин 600…800 м кут зсуву порід висячого боку зменшувався з 60…70 до 45…50 і з деякої глибини, стабілізувавшись, перестав впливати на довжину мульди зсуву на поверхні. У лежачому боці покладу кут зсуву вміщуючих порід, як правило, збігається з кутом падіння рудного тіла. При цьому гірський тиск збільшувався в основному в центральній частині шахтного поля. У випадку досягнення гірським тиском граничного значення на ряді шахт було зареєстровано формування зони зминання вміщуючих порід з порушенням їх суцільності.

Для запобігання попадання головних стволів і капітальних виробок у зону зсувів порід при відпрацюванні покладів супутньої мінеральної сировини необхідно проектувати технологію їхнього видобутку таким чином, щоб виникаючі зсуви налягаючих порід локалізовувались у існуючих межах зон зсувів і обвалень. Найефективнішим варіантом відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини є технологія, при якій налягаючі породи переміщуються в сформований відпрацьований простір у вигляді породних блоків, що перепускаються безпосередньо з проектної зони обвалення.

На підставі проведених досліджень була встановлена залежність висоти зсуву по вертикалі товщі вміщуючих порід, що порушені зверху площиною зрушення лежачого боку покладу залізних руд, від величини її підробки. Розрахунками встановлено, що висота породної призми, розташованої між покладами, яка зсувається під дією ваги налягаючих порід, орієнтовно складає 1/2 від величини оголення висячого боку покладу супутньої мінеральної сировини. З огляду на те, що величина оголень висячого боку покладу супутньої мінеральної сировини може скласти 10...80 м, товщина породного блоку, що зміщується у простір який формується, буде складати 5...40 м. Приймаючи до уваги геологічні особливості залягання родовищ, для яких відстань між покладом мінеральної сировини і покладом залізної руди складає 140...350 м, можна зробити висновок про те, що величина гірського тиску є недостатньою для істотних самовільних зсувів усієї проміжної товщі пустих порід навхрест простягання при їх підробці. У зв'язку з цим для запобігання розвитку додаткової зони зсувів, яка формується в лежачому боці покладу залізних руд, необхідно здійснити примусову буровибухову підривку вміщуючих порід. Відпрацювання ж супутньої мінеральної сировини, представленої міцними породами типу доломітизованного вапняку, розташованого глибоко у висячому боці, не є проблемою в зв'язку зі збільшеною міцністю рудного масиву і вміщуючих порід.

Як свідчить досвід відпрацювання складноструктурних покладів, максимальний ефект досягається при локалізації зсувів налягаючих порід у межах проектних зон шляхом відпрацювання покладів супутньої мінеральної сировини обмеженими технологічними ділянками. Принципові технологічні схеми видобутку супутньої мінеральної сировини наведені на рис. 1. Вони розроблені для різних гірничо-геологічних умов залягання корисної копалини відносно контурів родовищ залізної руди. Пропоновані технології дозволяють локалізувати зрушення налягаючих гірських порід у межах зон, утворених при відпрацюванні покладів багатих залізних руд. Ця локалізація досягається за рахунок перепуску в відпрацьований простір пустих порід із зони обвалення, сформованої унаслідок відпрацювання залізних руд.

Незначна відстань між покладами, що відпрацьовуються, сприяє підвищенню ефективності застосування технологічних схем, заснованих на перепуску пустих порід із порушених зон, які прилягають до контурів покладів залізних руд. Технологічні схеми відпрацювання для таких сприятливих умов зазначені позиціями I-а, I-б, I-в. При цьому поклад супутньої мінеральної сировини потужністю М=70...150 м знаходиться в лежачому боці родовища залізних руд, а площина його висячого боку може бути віддалена від лежачого боку покладу залізних руд на 50…120 м. Для вказаних технологічних схем величина коефіцієнта зближеності покладів складає К_сбл < 1 (К_сбл V_П / V_P , де V_П - об'єм пустих порід, що перепускаються з контуру підривки, здатних забезпечити повне заміщення руди, яка випускається із очисного простору, м; V_P - об'єм мінеральної сировини, що видобувається з очисного простору, м).

Рис. 1. Принципові технологічні схеми видобутку супутньої мінеральної сировини

Для варіанта I-а характерно те, що перепуск пустих порід здійснюється тільки з об'єму, що знаходиться в межах контуру відпрацьованого покладу багатих залізних руд. Варіанти I-б, I-в відповідно дозволяють перепускання порід як з зони зсуву, так і з проектних контурів зони зсуву і зони обвалення. Позначення на схемах: М - потужність покладу супутньої мінеральної сировини, м; М_ж - потужність покладу залізної руди, м; Я_ж - кут зсуву порід лежачого боку при відпрацюванні покладу залізної руди, град.; Н_э - висота поверху, м; , _мс - кути падіння відповідно покладу залізної руди і супутньої мінеральної сировини, град.; _об - кут природного схилу порід підривки, град.; _дв - кут, при якому забезпечується переміщення монолітного блоку, град.; Я,Я - кут зсуву порід висячого боку відповідно при відпрацюванні покладів залізної руди та супутньої мінеральної сировини, град.

Вибір конкретної схеми відпрацювання залежить від потужності покладу супутньої мінеральної сировини М и потужності покладу залізної руди М_ж, відстані L, інтенсивності прояву гірського тиску.

Пропоновані технологічні схеми доцільні в гірничо-геологічних умовах, коли відстань між двома покладами буде складати, м

 (1)

де , - відповідно коефіцієнти вилучення і розпушення при відпрацюванні покладу супутньої мінеральної сировини.

Технологічні схеми відпрацювання супутньої мінеральної сировини для відстані між покладами більше 120...150 м і К_сбл >1 зазначені позиціями II-а, II-б, II-в. Відмінною рисою схеми II-а є перепуск пустих порід з об'ємів підривки висячого боку масиву середньої стійкості f = 7...10, що забезпечує тривале стійке існування створеного в ньому очисного простору. Схема II-б дозволяє формування в породах висячого боку монолітного породного блоку буровибуховим способом. В міру випуску подрібненої супутньої мінеральної сировини монолітний блок зміщується до лежачого боку покладу, що відпрацьовується, і підтримує своєю поверхнею вищележачий масив який підробляється. Така схема застосовується при формуванні монолітного породного блоку у висячому боці покладу, що має міцність не менше f=10 за шкалою проф. М.М. Протод'яконова. Довжина породного блоку залежно від орієнтації повинна бути в 1,2...1,5 рази більше вертикальної потужності підтримуваної рудної товщі навхрест простягання.

Особливість схеми II-в полягає в масовій підривці порід висячого боку. Технологія застосовується при відпрацюванні нестійких масивів супутньої мінеральної сировини, що контактують з тріщинуватими вміщучими породами. У цих умовах пусті породи, переміщуючись до випускних отворів слідом за рудою, заміщають її, перешкоджаючи зсуву нестійкого рудного масиву, який підробляється, в контурах зруденіння, а виникаюче склепіння природної рівноваги забезпечує стійкий стан оголеної поверхні у породах висячого боку.

Для схем варіантів II-а, II-б, II-в характерною особливістю є тотожність площі підривки порід висячого боку S (у плоскій постановці задачі) і площі, у межах якої вилучають корисну копалину.

Варіанти III-а, III-б і III-в можуть бути реалізовані при відпрацюванні покладу супутньої мінеральної сировини, яка безпосередньо контактує з покладом залізних руд. При цьому поклад супутньої сировини може контактувати з її лежачим або висячим боком, чи бути включенням. Порядок відпрацювання таких складноструктурних покладів вибирається виходячи з необхідної якості сировини, або з безпечних умов ведення гірничих робіт, які запобігають негативним проявам гірського тиску. На рисунку цифрами 1,2,3 зазначена послідовність відпрацювання зруденіння.

Поклади супутньої мінеральної сировини, що знаходяться у висячому боці залізорудних покладів Криворізького басейну, мають високу стійкість вміщуючих гірських порід. Тому, наприклад, доломітові мармури, що мають міцність f = 8...9, можуть при необхідності відпрацьовуватися високопродуктивними камерними системами розробки. Технологічні схеми IV-а, IV-б, IV-в дають можливість відпрацювання локальних ділянок покладів мінеральної сировини, розташованих у висячому боці родовища залізних руд. При цьому схема IV-а дозволяє відпрацьовувати родовище системами з обваленням. У цьому випадку для створення безпечних умов гірничих робіт у першу чергу має бути відпрацьований поклад супутньої мінеральної сировини 1, а потім - поклад залізної руди 2. Технологічна схема IV-б застосовується при відпрацюванні покладів камерними системами. На завершальній стадії очисних робіт при наявності критичних сумарних площ оголення обвалюють стелину і заповнюють відпрацьований простір пустими породами з проектного контуру зони обвалення порід висячого боку, сформованої в процесі видобутку залізної руди 2.

Відпрацювання покладів за схемою IV-в може бути умовно відособлене. При цьому, якщо поклад 1 відпрацьовується системами розробки з масовим обваленням, виїмку покладу 2 здійснюють з підривкою пустих порід у верхній частині блоку буровибуховим способом. Застосування камерних систем розробки одночасно для покладів 1, 2 можливо в умовах, коли взаємний вплив полів напружень не призводить до зниження стійкості розмежовуючого породного цілика в межах експлуатаційного горизонту. Для схеми IV-в відстань L між покладами, що відпрацьовуються, повинна складати, м

(2)

Для використання запропонованих технологічних схем у конкретних гірничо-геологічних умовах необхідно досліджувати взаємозв'язки між основними процесами гірничих робіт (відбійкою, випуском, доставкою), що забезпечують можливість ефективного і комплексного відпрацювання родовищ супутньої мінеральної сировини.

У четвертому розділі встановлені основні закономірності випуску сипучого середовища в умовах підривки порід висячого боку. Було встановлено, що в міру розвитку фігури вторинного розпушення її верхня частина торкається площини висячого боку. Після цього фігура випуску відхиляється від вертикальної осі й залучає обмежений потік руди, орієнтований паралельно висячому боку, до випускного отвору. Рудний потік поступово досягає або зони контакту з налягаючими обваленими породами, або зони підривки вміщуючих порід висячого боку і залучає їх до руху в напрямку випускного отвору. У цьому випадку випущена рудна маса буде заміщатись породами з контуру підривки. Знаючи співвідношення між основними параметрами фігури вторинного розпушення, можна з визначеною вірогідністю встановити обсяг руди, що випускається до початку її засмічення. У результаті досліджень було встановлено, що контур фігури вторинного розпушення існує, якщо для часток, що знаходяться на межі розділу сипучого середовища з первинним і вторинним коефіцієнтом розпушення, буде виконуватися умова

F_тр F, (3)

де F_тр- сила тертя між частками, що формують контур вторинного розпушення, Н; F - сила обумовлена налягаючим стовпом сипучого середовища, що прагне змістити частки в область впливу випускного отвору, Н.

У загальному випадку на фігуру випуску (рис.2) висотою H і малими півосями а й в у момент торкання її верхньої частиною площини висячого боку діють навантаження, обумовлені вертикальною складовою ваги стовпа сипучого середовища висотою H+h і питомою вагою . Цей стовп формує навантаження у вертикальній площині _h і горизонтальній . Безпосередньо на криволінійну поверхню фігури розпушення АСВ (симетрична область щодо осі Х виключена) діють навантаження з боку сипучого середовища з первинним коефіцієнтом розпушення на ділянці АС вертикальні ₂ і горизонтальні _2Б, а з боку сипучого середовища з вторинним коефіцієнтом розпушення та з питомою вагою ₀ - вертикальні ₂ і горизонтальні _2Б. На ділянці СВ - відповідно навантаження з зовнішньої сторони вертикальні та горизонтальні ₁ і _1Б, внутрішньої сторони ₁ і _1Б.

Рис. 2. Схема дії навантажень на контур фігури розпушення

Для опису рівняння фігури випуску і визначення величини малої горизонтальної півосі r встановлювали контур поверхні, що розділяє область сипучого середовища з первинним і вторинним коефіцієнтом розпушення, для якого в кожній точці криволінійного контуру АСВ виконується умова рівності нулю сум проекцій діючих сил на нормаль к цьому контуру.

Використовуючи основні положення механіки зернистих середовищ для формування склепіннеподібних поверхонь було встановлено, що на ділянці АС рівняння фігури випуску в диференціальній формі має вигляд

q (а-x ) dx = q₁ ydy, (4)

де q- осереднене горизонтальне навантаження, яке діє на поверхню АСВ, Па; q₁_осереднене вертикальне навантаження, яке діє по дузі АС, Па.

У свою чергу

q = [ ( - ₀₎ + h] і q₁ = ((Н-) ( - ₀₎ + h),

де - коефіцієнт бічного тиску.

Відповідно рівняння поверхні фігури вторинного розпушення на ділянці СВ має вигляд

dy(T_B + q₃ ) = - (V_B - q(H-х))dx. (5)

Величина реакції в точці В складе

V_B = (q+ q_m);

T_B={(q+ q_m) - q- q₃},

де q₃-вертикальне навантаження, яке діє на точки сипучого середовища, що знаходяться на ділянці СВ, Па. Відповідно q₃ = (Н-а) ( - ₀)/2 + h. При цьому для зручності запису введено позначення q_m = q₁ - q₃ = H( - ₀)/2.

Умовою торкання фігури вторинного розпушення своєю верхньою частиною площини висячого боку буде h0. Дані розв'язання рівнянь (3) і (4) та запис результатів у канонічній формі дозволяє інтерпретувати фігуру вторинного розпушення у вигляді двох напівеліпсів, звернених один до одного, які сполучаються в точках, приналежних їхнім контурам та осі . При цьому центр нижнього еліпса знаходиться на осі, що збігається з висотою фігури вторинного розпушення. Центр верхнього еліпса зміщений щодо вертикальної осі, яка поділяє фігуру розпушення навпіл. Така конфігурація обумовлена напруженнями, які діють на вершину фігури вторинного розпушення. Це пояснюється тим, що з метою забезпечення умови рівноважного стану на межі рухливої і нерухомої частини рудної маси сили тиску незначно деформують фігуру вторинного розпушення у верхній частині. Кут сполучення контуру вершини фігури вторинного розпушення визначається з умови = arctgV_B/T_B, що в чисельному вираженні складає 45...60. У результаті розв'язання рівнянь (4) і (5), з урахуванням граничних умов у характерних точках контуру АСВ, були визначені основні параметри фігури вторинного розпушення при дії на її поверхню навантажень q, які можуть бути записані у наступному вигляді, м

(6)

Розрахунки з урахуванням нерівномірності навантажень показують, що при дії на нижню бічну еліптичну поверхню навантаження q₂‚ а на верхню - навантаження q₃, мала піввісь r зменшиться в порівнянні з рівномірним навантаженням у 1‚03...1,05 рази. Враховуючи те, що в момент торкання площини висячого боку вершиною фігури вторинного розпушення починає рухатися шар рудної маси шириною 2r‚ то в першому наближенні можна вважати, що вплив нерівномірності навантажень на параметри потоків, що переміщуються, у плоскій постановці задачі незначний. Коефіцієнт бічного тиску = (45-), (де - кут внутрішнього тертя сипучого середовища) приймає значення 0,2...0,4 відповідно при зміні у межах 26…43.

Аналіз результатів досліджень показав, що при зміні потужності покладу супутньої мінеральної сировини від 20 до 30 м, висоти поверху від 75 до 85 м і кута падіння покладу від 45 до 55⁰ об'єм руди, що вилучається до початку інтенсивного засмічення, збільшується в 1,6…1,7 рази. Однак випуск руди через одиночний отвір у основі блоку в цих умовах не забезпечує планові показники вилучення. Тому для досягнення значень втрат по очисному блоку в межах 10…15% варто формувати додаткові зони випуску в лежачому боці шляхом проведення додаткових випускних виробок. Схема формування гребенів втраченої руди на лежачому боці при закладенні уловлюючих виробок у координатах ХОУ і Х₁О₁У₁ представлена на рис. 3.

Рис. 3. Схема формування втрат

У цьому випадку площа втраченої руди в плоскій постановці задачі визначиться з виразу

S = x _km - Ѕ m n - - , (7)

де x_k-висота перетинання поверхонь впливу випускних отворів, м; m і n - відповідно віддалення центрів випускних отворів як по вертикалі, так і горизонталі, м; і - відповідно параметричні функції, які являють собою рівняння області впливу випускного отвору в системах координат ХОУ і Х₁О₁У₁ (їх вигляд був визначений проф. В.В. Куликовим).

Якщо в процесі випуску сипучого середовища область впливу випускного отвору трансформувалася у воронку заглиблення, тобто до випускного отвору надійшли частки пустої породи, то втрати складуть, долі од.

П₁ = = (x_k - 0,5n) - , (8)

де ; - показник сипучості, м; - висота стовпа сипучого середовища над випускним отвором, м; - коефіцієнт вторинного розпушення. Якщо випускні виробки знаходяться в горизонтальній площині на одному рівні (n = 0), величина питомих втрат буде визначатися з виразу

П₁ = x_k . (9)

При випуску руди до моменту, коли воронка заглиблення трансформується безпосередньо в область граничного впливу випускного отвору (випуск зупиняється за умовами засмічення), величина втрат руди визначається з рівняння, долі од.

П2 = . (10)

Якщо випускні отвори знаходяться на одному рівні відносно довільно обраної горизонтальної осі (n=0), величина питомих втрат буде визначатися з виразу

П2 = . (11)

Як показали розрахунки, для практичних завдань з високим ступенем вірогідності можна використовувати осереднені вирази, які дозволяють визначити втрати в гребенях, долі од.

П = 0,5 (П1 + П2) . (12)

Основним завданням лабораторних досліджень було підтвердження отриманих аналітичним способом значень втрат руди на лежачому боці покладу залежно від визначальних факторів. Відхилення між теоретично визначеними величинами і встановленими в результаті лабораторних досліджень склало 10…12%. Так, при прийнятих умовах моделювання (М = 30 м, = 0,5 м, = 50, відстані між випускними отворами в площині лежачого боку l = 7 м), втрати руди в гребенях між випускними отворами, що підсікають площину лежачого боку, склали 12%. У той же час, теоретично визначені втрати (з урахуванням П₁ і П₂), склали 13,6%. При цьому розрахункові величини втрат дуже близькі до фактичних, що має місце при відпрацьовуванні малопотужних ділянок покладу багатих руд системами розробки з підповерховим обваленням і формуванням додаткових горизонтів скреперування. В умовах ш. ''Родіна'' при відпрацюванні ділянок покладу потужністю 25…30 м системою підповерхового обвалення з відбійкою руди на ''затиснене'' середовище величина втрат складає П= 12…15%.

Дослідженнями встановлено, що формування додаткових зон випуску в площині лежачого боку істотно зменшує втрати руди по блоку, але викликає значні витрати нарізних виробок на проміжних горизонтах скреперування. Тому однією з перспективних технологій відпрацювання покладів у даних умовах є формування похилої випускної виробки, яка підсікає площину лежачого боку і по мірі випуску погашається в напрямку зверху вниз. При цьому втрати руди на лежачому боці будуть складати 13…20% при зниженні витрат нарізних виробок відповідно у 1,3…1,5 рази.

У п'ятому розділі досліджено можливість відпрацювання нестійкого масиву супутньої мінеральної сировини на глибоких горизонтах під захистом сформованого в породах висячого боку монолітного породного блоку, що зменшує підробку вищележачого рудного масиву та забезпечує підвищення якості видобутої сировини. Пропонований спосіб відпрацювання руд реалізується наступним чином (рис. 4). У стійких породах висячого боку 3 проходять бурові виробки 13,14, з яких бурять і підривають висхідні глибокі свердловини, орієнтовані паралельно площинам монолітного породного блоку 1. У результаті цього блоку надається можливість переміщатися в напрямку простору, що відпрацьовується.

При цьому з виробки 14 додаткові одиночні свердловини орієнтують таким чином, що нижня торцева грань 7 після вибуху набуває клиноподібної форми, а здатність до руху породного блоку буде забезпечуватись за рахунок зменшення сил опору при заглибленні клина в сипуче середовище.

Відбійка руди (5) свердловинними зарядами у контурах 3,4 рудного покладу і її випуску з дучок 11 та воронок випуска 10 (які формують з виробок доставки 12) приводить до того, що контур схилу рудної маси 15 приймає положення, при якому пустота, що утворилася в нижній торцевій грані 7, сприяє зсуву монолітного блоку 1 у напрямку обваленої руди. Завдяки цьому верхня грань 17 монолітного блоку сковзає уздовж рівнобіжної і дотичної з нею площини оголення 2, підпирає її і виключає можливість руйнування нестійкого масиву 16, 8, що підробляється. Кут нахилу нижньої грані 6 до горизонтальної площини залежно від фізико-механічних властивостей порід може змінюватися в межах 50…90⁰. Оптимальним варіантом орієнтації породного блоку є той, при якому кут 9 буде складати 90⁰.