Разработка технологических схем выемки IV калийного пласта в условиях многогоризонтной отработки Старобинского месторождения тема диссертации и автореферата по ВАК РФ 25.00.22, кандидат технических наук Бондарев, Константин Александрович

• Бондарев, Константин Александрович
• кандидат технических наук
• 2009

Оглавление диссертации кандидат технических наук Бондарев, Константин Александрович

Введение.

1. Состояние изученности вопроса.

1.1. Анализ рыночного спроса и сырьевой базы калийных солей РУП ПО "Беларуськалий".

1.2. Горно-геологические условия отработки Старобинского месторождения калийных солей.

1.3. Обзор рациональных областей использования различных технологических схем отработки запасов II и III калийных горизонтов.

1.4. Анализ геомеханического состояния соляного массива, вмещающего отрабатываемые горизонты.

1.5. Выводы по главе. Цели и задачи исследования.

2. Анализ сложившейся ситуации на предприятиях объединения и выбор методов исследования.

2.1. Обзор геологической и горно-технической ситуации на шахтных полях объединения.

2.2. Разработка вариантов технологических схем извлечения запасов руды в условиях IV калийного горизонта.

2.3. Анализ площадей распространения IV КГ, возможных вариантов его вскрытия, подготовки и очистной выемки на рудниках РУП «ПО «Беларуськалий».

2.4. Обобщение структурно-механических параметров массива горных пород (МГП) в зонах предполагаемого извлечения запасов.

2.5. Обзор технологической и геомеханической эффективности различных способов закладки выработанного пространства и исследование механических свойств природных и техногенных образцов горных пород.

2.6. Анализ аналитических, экспериментальных и экспериментально-аналитических методов исследования компонентов полей напряжений и деформаций.

2.7. Характеристика выбранного метода оценки НДС МГП.

2.8. Выводы по главе.

3. Экспериментально-аналитические исследования напряженно-деформированного состояния ответственных элементов МГП при вскрытии, подготовке и очистной выемке горизонта.

3.1. Построение горногеомеханических моделей (ГГМ) для различных вариантов технологических схем вскрытия, подготовки и очистной выемки запасов сильвинитовых руд в целях изучения НДС ответственных элементов массива.

3.2. Разработка соответствующих расчетных схем и оценка параметров НДС ответственных элементов массива.

3.3. Анализ результатов моделирования и выбор рациональных схем вскрытия, подготовки и очистной выемки IV калийного горизонта.

3.4. Выводы по главе.

4. Обоснование технически и экологически безопасного ведения горных работ при извлечении запасов руды на IV КГ.

4.1. Синергетическая оценка и обобщение геомеханических состояний МГП (включая ВЗТ) при отработке IV КГ в зонах, надработанных выемкой II и III КГ с учетом отставания во времени очистных работ на II, III и IV КГ.

4.2. Выбор и обоснование локально безопасных вариантов извлечения запасов руды на IV КГ.

4.3. Технико-экономическая оценка предлагаемых вариантов технологических схем и выбор наиболее эффективных вариантов по комплексу исследованных факторов.

Введение диссертации (часть автореферата) на тему «Разработка технологических схем выемки IV калийного пласта в условиях многогоризонтной отработки Старобинского месторождения»

Основными импортерами калийных солей являются три страны — Россия, Канада и Белоруссия. В последние десятилетия около 16% мирового импорта калийных удобрений приходится на РУП «ПО «Беларуськалий», которое отрабатывает Старобинское месторождение калийных солей. В состав объединения входит четыре действующих рудоуправления и два новых строящихся рудника. Рудники в пределах месторождения отрабатывают два калийных горизонта (II и III КГ), и еще два калийных горизонта в настоящее время не отрабатываются.

Отработка Старобинского месторождения ведется более 40 лет и в настоящее время встал вопрос о поддержании рудной базы объединения в связи с доработкой в ближайшие 5 лет запасов рудников 1 и 2 РУ. В пределах действующих рудников основным резервом по поддержанию рудной базы является вовлечение в отработку IV КГ, запасы которого оцениваются в 205 млн. тонн сырых солей.

В связи с этим, актуальным является поддержание производственной мощности данных предприятий за счет вскрытия и отработки нового калийного пласта (горизонта), что позволит продлить срок службы рудников на 10-15 лет, при гарантированном обеспечении необходимой надежности капвложения по факторам эффективной и безопасной эксплуатации горизонта на базе разработки рациональных технологических схем его выемки.

Существенный вклад в теорию и практику планирования и ведения очистных работ на калийных рудниках сделан учеными и специалистами: Андрейко С.С., Зубовым В.П., Калугиным П.А., Ковалёвым О.В., Комиссаровой В.К., Красноштейном А.Е., Лаптевым Б.В., Нестеровым М.П., Поляниной Г.Д., Проскуряковым Н.М., Смычником А.Д., Шалынским Г.П. и др. В то же время технологические параметры селективной отработки пластов сложного строения, и механизмы разрушения ответственных элементов массива при наличии взаимовлияния отрабатываемых калийных горизонтов имеют особенности, требующие дополнительных исследований, поскольку существенно влияют (а в некоторых случаях являются определяющими — например по фактору сохранности ВЗТ) на технико-экономические показатели работы рудников. Так IV КГ имеет сложное строение и его извлечение, с применением используемых на месторождении системами разработки, приведет к очень низкому содержанию полезного компонента (КС1) в горной массе - не более 15%. Для условий IV КГ необходимо разработать эффективные технологические схемы, позволяющие селективно отрабатывать до 5 слоев сильвинита мощностью от 0,2 до 0,7 м, разделенных прослоями каменной соли мощностью от 0,5 до 3,5 м, при общей мощности сильвинитового горизонта до 12 м.

Проведенные обобщения технологических параметров (в частности, сокращение рудной базы рудников 1 и 2 РУ) позволяют сформулировать как цели и задачи научных исследований, так и направления их прикладного использования.

Цель работы: повышение эффективности работы предприятий, эксплуатирующих запасы нового калийного горизонта, на базе разработки рациональных технологических схем его выемки

Идея работы: при выборе рациональных параметров технологических схем отработки нового IV калийного горизонта, следует в первую очередь учитывать содержание глин во вмещающем пласт соляном массиве, наличие которых определяет специфику деформационных (механических) характеристик межгоризонтной толщи и технологию отработки запасов калийных солей на месторождении.

Основные задачи работы: анализ и обобщение характерных горногеологических и технологических параметров отработки пластов Старобинского месторождения; погоризонтная систематизация горно-геологических условий залегания калийных пластов на действующих рудниках по принципу "технологической возможности (рациональности)" извлечения;

- анализ и обобщение возможных технологий извлечения запасов IV КГ, выбор предпочтительных вариантов вскрытия, подготовки, очистной выемки, обоснование их рациональных параметров для рассматриваемых условий;

- анализ и выбор методов оценки напряженно-деформированного состояния (НДС) рассматриваемого массива горных пород; моделирование нестационарных полей параметров НДС массива, вмещающего извлекаемый и отработанные горизонты, с учетом обобщенных данных о его структуре и механических свойствах, оценка синергетики отрабатываемых горизонтов при реализации в их пределах различных технологических схем ведения горных работ;

- изучение механизмов влияния горногеомеханических процессов, протекающих в соляном массиве, на параметры технологических схем извлечения запасов IV КГ и выбор (обоснование) критериев локальной и региональной безопасности технологии доизвлечения;

- разработка методики расчета рациональных параметров технологии извлечения калийной руды в пределах шахтных полей рудников РУЛ "ПО "Беларуськалий";

- разработка технологических схем и рекомендаций по вскрытию, подготовке и очистной выемки в пределах IV КГ в условиях Старобинского месторождения; выполнение прогнозных оценок технико-экономической эффективности извлечения руды IV КГ рудниками РУП «ПО «Беларуськалий» на базе разработанной методики.

Научная новизна:

1. Разработаны методические принципы выбора технологических схем отработки слоев IV калийного горизонта с учетом специфических геологогорно-геомеханических характеристик между пластья 3-4 калийных горизонтов на базе установленных закономерностей формирования напряженно-деформированного состояния вмещающего массива.

2. Получены зависимости для расчета ширины междукамерных целиков при отработке верхнего слоя камерной системой разработки в зависимости от параметров и геометрии выработанных пространств на 3 калийном горизонте, использование которых позволит обеспечить повышение эффективности и безопасности работ на 4 калийном горизонте.

Методы исследований: анализ и обобщение результатов предшествующих работ в области разработки месторождений минеральных солей; экспериментальное изучение физико-механических характеристик литотипов пород межгоризонтной толщи (Ш-1У КГ); экспериментально-аналитическое моделирование полей параметров напряженно-деформированного состояния исследуемого массива; статистическая обработка результатов экспериментов; анализ полученных результатов и качественное сопоставление их с натурными данными о напряженно-деформированном состоянии массива горных пород Старобинского месторождения.

Достоверность и обоснованность научных положений и результатов подтверждается большим объемом проанализированной информации, корректностью выполненных экспериментально-аналитических исследований; докладами результатов исследований на техсоветах РУП «ПО «Беларуськалий»; внедрением разработанной методики в проектных проработках по поддержанию рудной базы предприятий, отрабатывающих Старобинское месторождение; качественным соответствием полученных результатов с натурными данными и результатами работ других авторов.

Практическая значимость работы: разработка методик расчета рациональных параметров технологических схем отработки (вскрытия, подготовки и очистной выемки) новых горизонтов; разработка рекомендаций по проектированию и внедрению (опытно-промышленным испытаниям) опробованных (ныне используемых) и новых технологий (нового высокопроизводительного оборудования) отработки запасов калийной руды

Апробация работы. Основные положения диссертационной работы докладывались на ежегодной научной конференции молодых учёных СПГТИ(ТУ) "Полезные ископаемые России и их освоение" (СПб, 2007 г., 2008 г.); на LYII Международном форуме горняков и металлургов Фрайбергской Горной Академии (Германия, Фрайберг, 2007 г.); на научных семинарах кафедры РМПИ СПГТИ(ТУ); материалы диссертации использовались при выполнении хоздоговорных работ с РУП «ПО «Беларуськалий» и аспирантского гранта Ученого Совета СПГТИ(ТУ) за 2008 год.

Заключение диссертации по теме «Геотехнология(подземная, открытая и строительная)», Бондарев, Константин Александрович

3.4. Выводы по главе

В процессе исследований, применительно к отрабатываемым площадям Старобинского месторождения, установлена целесообразность (в ряде случаев - необходимость) учета их специфики («глиносодержания») при решении вопросов обеспечения безопасных состояний выработок различного назначения на горизонте. Резюмируя выполненные в данном разделе работы и рассматривая специфику основных технологических процессов (вскрытие, подготовка, очистная выемка), по IV калийному горизонту можно констатировать следующее.

Анализ горно-геомеханической информации относительно ведения подготовительных работ показал принципиальную возможность принятия существующих в РУП ПО «Беларуськалий» решений, используемых при подготовке запасов III КГ. Однако, горно-геомеханическое обследование НДС МГП для различных вариантов подготовки, отвечающих различной степени взаимовлияния очистной выемки на III и IV горизонтах, показало возможность (в ряде случаев - при условии активной передачи горного давления через межгоризонтную толщу III-IVKT на межпанельные и другие целики IV КГ) развития в целиках значимых величин перемещений (деформаций), а соответственно и необходимость принятия мер по совершенствованию управления горным давлением (повышение устойчивости выработок и целиков). Среди таких мер можно рассматривать - увеличение ширины межпанельных целиков, полную закладку выработанного пространства, расположение панельных выработок в зонах разгрузки (в том числе переход к полевой подготовке), использование нескольких разгрузочных выработок, расположенных на разных «уровнях» и т.д. Относительно повышения несущей способности самих панельных выработок - с учетом упомянутой синергетики горизонтов (наиболее вероятно относительно панельных выработок, примыкающих к очистным пространствам): изменение ширины междуштрековых целиков, возможное изменение параметров анкерного крепления, параметров воздействия на напряженно-деформированное состояние (НДС) МГП за счет активных способов управления им - параметров компенсационных щелей, разгружающих выработок, их расположения и т.д.

Высказанные предложения не исключают возможности принятия решений, при проведении подготовительных работ, руководствуясь соответствующими нормативными документами [41, 42, 105 и др.].

Выполненное горно-геомеханическое обследование НДС пород в окрестности очистных выработок, в то же время, показало возможность наличия более высоких величин конвергенции пород кровли-почвы в лавах в сопоставлении с III КГ. Данный аспект проявлений горного давления на IV КГ в большей мере связан не с увеличением глубины залегания IV КГ (относительно III КГ), а с горно-геомеханическими характеристиками межгоризонтной толщи III-IV КГ и упомянутой синергетичностью отработки III и IV горизонтов как в пространстве, так и во времени. При условиях, определяющих возможность передачи максимальных нагрузок на породы кровли лав IV горизонта при управлении кровлей полным обрушением могут возрасти конвергенции пород (кровля-почва) в лавах, что потребует рассмотрения вопроса выбора соответствующих по характеристикам типов механизированных крепей в очистных забоях IV КГ. В то же время необходимо будет решать вопросы по управлению горным давлением собственно в выработанном пространстве (закладка, обрушение, объемы и ориентация закладочных полос и т.д.). Обобщенная специфика проявления горного давления в очистных забоях также показала возможность развития больших деформаций пород кровли-почвы в «кутках лав» (в зонах сопряжения участковых выработок и лав), что также может потребовать отличного от условий III КГ типа крепей сопряжения.

4. ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНИЧЕСКИ И ЭКОЛОГИЧЕСКИ БЕЗОПАСНОГО ВЕДЕНИЯ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ ИЗВЛЕЧЕНИИ ЗАПАСОВ РУДЫ НА IV КГ

В связи с тем, что разработка рациональных технологических схем выемки IV КГ должна основываться на определенной последовательности выбора или расчета параметров, то данную последовательность целессообразно представить в виде блок схемы. Данная блок схема будет включать структурные элементы, объединяющие определенные этапы работ — например блок геологической информации, блок технологической информации, блок оценки безопасности тех или иных решений (вариантов) и в заключении блок расчета (оценки) технико-экономических показателей разработанных вариантов технологических схем.

Рассматриваемый алгоритм ориентирован на обеспечение безопасности горных работ при отработке IV калийного горизонта. Следует в тоже время отметить, что использование его основных методологических посылок возможно применять (с необходимыми дополнениями!) и при разработке технологий отработки запасов иных горизонтов.

Ниже приводятся структурные элементы алгоритма блоки, так и синтезированное их представление — собственно «алгоритм» (рис. 4.1).

Так как решение любых технологических и горно-геомеханических задач необходимо требует достаточного количества исходной информации, то соответственно данные блоки алгоритма объединены по определенным принципам и представлены на рис. 4.2, 4.3 и 4.4. В связи с тем, что основным фактором, определяющим возможность применения тех или иных технологических схем выемки IV КГ является оценка региональной безопасности рудника в целом, то данный элемент блок схемы выделен в отдельный блок и представлен на рис. 4.5.

Из рассмотрения структурной схемы (рис. 4.1) реализации исследуемой горно-геомехано-технологической задачи следует, что в случае несоответствия принятых горнотехнических (технологических) данных требованиям безопасности (технической, экологической) необходим их пересмотр с последующим выполнением решений согласно методических положений блоков IV и V».

Рисунок 4.1. Структурная схема оценки безопасно-рациональной отработки запасов

IV к. г.

В этом случае имеется в виду возможность не только изменений пространственно-временного соотношения условий отработки горизонтов с применением ранее рассматриваемых систем разработки (столбовых систем, в частности), но и систем иных (камерных и др.)- Естественно, что в последнем случае необходимо, как самостоятельный фактор, оценить не только безопасность отработки запасов IV к.г., но и необходимую «рациональность» их извлечения.

Рисунок 4.2. Геологическая информация

Рисунок 4.3. Геолого-геомеханическая информация

Рисунок 4.4. Горнотехническая информация

Рисунок 4.5. Обобщенная оценка условий эксплуатации IV калийного горизонта

Рисунок 4.6. Оценка мехсостояния пород ВЗТ

4.1. Синергетическая оценка и обобщение геомеханических состояний МГП (включая ВЗТ) при отработке IV КГ в зонах, надработанных выемкой II и III КГ с учетом отставания во времени очистных работ на II, III и IV КГ

Анализ результатов моделирования позволил сделать ниже приводимые основные выводы, которые условно можно разделить на следующие две большие группы: первая группа — это выводы о качественном изменении тех или иных параметров напряженного состояния; и вторая группа выводов - количественные оценки изменения тех или иных параметров напряженно-деформированного состояния массива, которые могут быть использованы при решении практических задач горного производства.

Отработка IV КГ изменяет напряженно-деформированное состояние всего соляного массива (вплоть до ВЗТ). При использовании камерных систем разработки с поддержанием кровли на жестких целиках в пределах IV КГ напряженное состояние соляного массива практически не изменяется на уровне II КГ и III КГ. Изменение напряженного состояния распространяется на 50-70 метров от краевой части массива и на высоту 30-50 м над краевой частью (на величину соответствующую 1,05 от начального поля напряжений). Зона разгрузки над (и под) выработанным пространством камерной системы разработки распространяется на высоту 100 м (в центральной части), однако величина этой разгрузки составляет 2-5 % от начального поля, что является несущественным при рассмотрении практических задач. Развитие процессов сдвижения во времени (при разрушении целиков) изменит напряженное состояния массива, которое в конечном итоге будет стремиться к исходному полю напряжений.

Использование столбовых систем разработки на 4 КГ существенно изменяет напряженное состояние всего вышележащего соляного массива вплоть до комплекса пород водозащитной толщи. Так возмущение поля напряжений (на величину превышающую 1,05 от исходного поля напряжений) как по параметру ах так и по параметру сту составляет порядка 150-200 метров от краевой части массива и на высоту 200-250 м над выработанным пространством.

Практически с такими же параметрами проявляется влияние столбовых систем разработки III КГ на напряженное состояние на уровне IV КГ. Необходимо отметить, что указанные параметры возмущения исходного поля напряжений соответствуют моменту отсутствия отпора в выработанном пространстве. После обрушения пород кровли и начала процессов уплотнения пород в выработанном пространстве (а соответственно «передачи нагрузки») указанное возмущение "снижает свою интенсивность" над выработанным пространством и над краевой частью массива. Количественные оценки указанных параметров приводятся ниже.

Влияние горных работ на II КГ практически не проявляется на глубине залегания IV КГ, как для камерных, так и для столбовых систем разработки. Отработка II КГ столбовыми системами разработки оказывает влияние на напряженное состояние соляного массива на уровне III КГ, при использовании камерных систем разработки на II КГ практически не оказывает влияния на напряженное состояния на глубине залегания III КГ.

Оценки напряженно-деформированного состояния водозащитной толщи при совместной отработке II, III и IV КГ показали существенное изменение, как параметров напряженного состояния водозащитной толщи, так и ее деформационных параметров (составляющих вектора перемещений и параметров тензора напряжений). Анализ результатов моделирования состояния ВЗТ с учетом наличия в межгоризонтной толще глиносодержащих пород (порядка ~ 50%). Однако данный вывод соответствует случаю максимально неблагоприятного варианта отработки трех калийных горизонтов - при соосном расположении длинных очистных забоев и одновременном ведении работ на всех трех калийных горизонтах. Указанные результаты свидетельствуют о том, что для гарантированно-безопасного ведения работ в "зонах смягчения" на IV КГ необходимо проводить оценку региональной безопасности горных работ (оценку состояния ВЗТ) для предварительно выделенных характерных участков шахтных полей (классифицированным по факторам времени взаимной отработки, используемых систем разработки и т.д.).

В действующих нормативных документах РУП ПО «Беларуськалий» регламентируются правила взаимной отработки горизонтов [105] (геометрические параметры взаимного расположения краевых частей на отрабатываемых горизонтах, и коэффициенты извлечения полезного ископаемого по протяженности "зоны смягчения"), результаты исследований (параметры НДС ВЗТ при совместной отработке горизонтов) свидетельствуют о том, что обязательным условием региональной безопасности рудника является отставание в вертикальной проекции краевой части горных работ на уровне IV КГ от краевых частей соответственно на II и III КГ. Иными словами подработка зон смягчения на II и III КГ горными работами, проводимыми на IV КГ, является недопустимой.

Ниже в следующих подпунктах приводятся количественные оценки взаимовлияния горизонтов и изменения напряженно-деформированного состояния ответственных элементов массива, определяющих локально-безопасные условия отработки IV КГ.

4.2. Выбор и обоснование локально безопасных вариантов извлечения запасов руды на IV КГ

В условиях Старобинского месторождения столбовые системы разработки характеризуются отличительной особенностью, суть которой заключается в том, что выемочный столб готовится не участковыми выработками (вентиляционной и конвейерной), а группой выработок, которые проходятся параллельно выемочному столбу и охраняются целиком от опорного давления очистных забоев, участок шахтного поля, подготавливаемый этой группой выработок называют панелью, а выработки соответственно называют панельными выработками. Эта особенность обусловлена тем обстоятельством, что данные выработки должны обслуживать несколько слоевых лав, именно из этих выработок готовятся выемочные участки (выемочный столб, разделяется по длине на ряд выемочных участков), как верхнего, так и нижнего слоя, причем проходка выработок нижней лавы осуществляется только в надработанном массиве. Возможен второй вариант отработки, при котором двумя выработками (или тремя-четырьмя) будет готовиться выемочный столб верхней лавы, отрабатываться на всю длину и после этого начнется подготовка выемочного столба нижней лавы. Однако в этом случае опорное давление нижней лавы будет оказывать влияние на подготовительные выработки соседнего столба верхнего слоя и таким образом необходимо осуществлять подготовку участков по слоям и "через столб", что существенно снижает концентрацию горных работ, увеличивает время отработки столбов и соответственно снижает технико-экономические показатели работы предприятий.

Принципиально возможны два основных способа охраны панельных выработок — это охрана данных выработок достаточно широким целиком (30 м и более), либо изменение напряженного состояния участка массива, в котором расположены эти выработки. На практике обычно используется комплексный метод, поскольку ширина охранного целика должна составлять до 200 м, то для управления состоянием массива (снижения уровня горизонтальных напряжений) проходится разгрузочная выработка большой высоты (за счет прорезки разгрузочной щели). Такие решения позволяют значительно уменьшить требуемые размеры целиков.

Отличительной особенностью калийных рудников является использование только анкерных видов крепи в подготовительных выработках и зачастую полное отсутствие крепления горных выработок. Что определяет необходимость использования специальных методов управления состоянием соляного массива и использования специальных способов охраны участковых выработок. Анализ рациональных вариантов отработки IV КГ позволил выделить два основных типа технологических схем отработки IV КГ отличающихся способами охраны панельных выработок.

В первом варианте охрана панельных выработок, предусматривается целиками, ширина которых принимается по действующим методикам (приложение 3) и проходкой разгрузочных выработок. Верхний сильвинитовый слой (12 с.с.) не отрабатывается. Во втором варианте панельные выработки проходятся по нижним сильвинитовым слоям и охраняются выработанным пространством 12 с.с. и разгрузочными выработками. На рис. 4.7 и 4.8 представлены принципиальные варианты рассматриваемых технологических схем. »»»»%» > »» ¥ V V > 1

4ЧЧЧЧЧЧЧ4Ч4>ЧЧ>>>Ч4Ч>Ч>>>> чччччч>ч>>>>>>ч>чччч>>>>>> »»>»»»»»»»»»»»>

4>4ЧЧ>ЧЧ>>4>ЧЧ>ЧЧ>ЧЧ4Ч>ЧЧ} шшшш^

НЩШШ

4Ч4ЧЧЧ4ЧЧ44ЧЧ4Ч44Ч44Ч"»ЧЧЧ> ччччччччуччччччччччч»чччч^

ЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧЧ^ к44ЧЧЧ>Ч44Ч4Ч44ЧЧЧЧЧЧЧЧ4\>'1 чччччччччччччччччччччччч» сЧ 4.4.444,44,4.4.444.4 4.44-44.4-4.4.4.4.4.^

4 >>>>>>>>>>>>>>>>>4>>>>>>>чу*>>>^ »»>»» ►>>>>, />>>> >>>>>>>>>>>>>>>>»чччччч

Рис. 4.7. Вариант системы разработки IV КГ I - панельный конвейерный штрек; 2, 3 - панельные транспортные штреки; 4 - панельный вентиляционный штрек; 5 - разгрузочная выработка; б - транспортный штрек верхней лавы; 7 - вентиляционный штрек верхней лавы; 8 - разгрузочная выработка; 9 - закладочные выработки верхней лавы; 10 - транспортный штрек нижней лавы; 11 - вентиляционная выработка нижней лавы; 12 - закладочный выработки нижней лавы; 13 - панельные выработки предыдущей панели

150 м

1-1

200 м

170м

Рис. 4.8. Вариант системы разработки IV КГ 1 - панельный конвейерный штрек; 2, 3 - панельные транспортные штреки; 4 - панельный вентиляционный штрек; 5 - буровая выработка (блоковый штрек) 12 слоя; 6 -очистные камеры (бурошнековые скважины); 7 - конвейерный штрек верхней лавы; 8 - вентиляционный штрек верхней лавы; 9 - закладочные выработки верхней лавы; 10 - вентиляционный штрек нижней лавы; 11 - закладочные выработки нижней лавы; 12 - панельные и выемочные выработки предыдущей панели

Отработка 12 с.с. столбовой системой разработки с управлением кровлей полным обрушением приводит к необходимости вести последовательную отработку трех слоевых длинных очистных забоев, причем самый длинный очистной забои будет на верхнем сильвинитовом слое, длина лав по среднему и нижнему пласту будет на 20-50 метров меньше, а соответственно потери по основным производительным слоям значительно возрастут. В связи с этим, в первой из рассматриваемых схем 12 с.с. не извлекается, а во второй схеме 12 с.с. отрабатывается камерной системой разработки.

Поскольку при камерной системе разработки опорное давление практически отсутствует, то это обстоятельство позволяет надрабатывать панельные выработки очистными камерами, причем параметры данных камер и целиков необходимо выбирать не с позиции обеспечения максимального извлечения 12 с.с., а с позиции обеспечения максимальной защиты панельных выработок (как по уровню действующих напряжений, так и по продолжительности действия защитных мероприятий).

Основными параметрами камерной системы разработки являются пролет камер и размер между камерных целиков. Поскольку мощность 12 с.с. в среднем составляет ~ 0,7 м, то отработку камер необходимо вести на мощность ~ 0,7 м.

Используемое на месторождении проходческое оборудование (ПК-8, ПК-10, Урал и др.) предназначено для проходки горных выработок (очистных камер) высотой не менее 2,5 м. При использовании проходческо-добычных комбайнов производства JOY (Bessyarus) возможно извлечение пластов мощностью 0,7 м и более, но пролет камер будет составлять порядка ~3 м. В случае если указанный пролет не будет являться устойчивым извлечение 12 с.с. возможно бурошнековыми установками [20, 32 и др.]. В этом случае камеры будут иметь круглую форму поперечного сечения диаметром равным мощности вынимаемого пласта. В случае использования сдвоенных (строенных) исполнительных органов пролет камер может составлять ~ 1,4 м или ~2 м.

При расчетах параметров камерной системы разработки обычно рассчитывается устойчивый пролет очистной камеры, и после этого размер целика который сможет обеспечить требуемые условия управления кровлей (поддержание на жестких целиках или поддержание на податливых целиках).

Критерием устойчивого состояния целиков практически во всех методиках обычно принимается условие непревышения рассчитанных нагрузок на целик некоторому "безопасному" значению (обычно пределу прочности на сжатие при наличии определённого коэффициента запаса прочности). Нагрузка на целики рассчитывается по коэффициенту концентрации напряжений, который равен отношению суммы ширин камеры и целика к ширине целика (к—(a+b)/b). При одногоризонтной выемке рассчитать эти параметры не составляет труда. Однако при наличии камер различных размеров, расположенных на отличных расстояниях друг от друга (целики различной ширины), незначительных размерах выемочного блока (ширина блока не превышает 10 суммарных размеров камеры и целика) нагрузку в таких условиях возможно "собрать" только с использованием методов механики сплошной среды. Рассчитанная нагрузка сравнивается с предельной. Предел прочности пород на сжатие обычно определяют при испытаниях стандартных образцов на прессах и затем вводят поправки на соответствие свойств образца свойствам пород в массиве. Влияние высоты целика на его устойчивость учитывается через коэффициент формы. Расчёт этого коэффициента ведется по различным зависимостям для различных условий например кф = b/h — Е. Церн, ^ = ~ Л. Д. Шевяков; кф = 0,775+0,22b/h —

И. Баушингер; кф = 0,6+0,4b/h при b/h < 1 и кф = b/h при b/h > 1 - ВНИМИ и т.д. [95, 96, 163 и др. 155 и др.]) Для учета трещиноватости целиков вводится коэффициент ослабления, который для солей составляет не более 10%. Коэффициент запаса зависит от срока службы и назначения целиков и составляет от 1,34-1,5 до 3,5-^5. Данным коэффициентом фактически "корректируются" два вышеприведенных коэффициента — т.е. все процессы происходящие в элементах массива (разрушение свода камер, процессы трещинообразования, пластические свойства пород и т.д.) не рассматриваются, а принимается лишь конечный результат, т.е. не изменение свойств и размера элементов, а только лишь факт сохранения некоторой геометрии (разрушен — сохраняет форму). С учётом всех вышеприведенных коэффициентов er к. допустимая нагрузка на целик составляет: R =—fla 5 . Ширина камера К определяется из условия "непревышения" предельного пролёта: a<l0=hj—^—; где стр — прочность пород несущего слоя на растяжение; 10 —

КУH + q)n предельный пролёт; h — мощность несущего слоя пород кровли; у - объёмный вес пород кровли; q и п — интенсивность дополнительной пригрузки.

Как видно из приведенной зависимости ширина камеры "фактически определяется" двумя параметрами: мощностью несущего слоя и его дополнительной пригрузкой. Определение этих параметров на практике весьма затруднительно. В связи с этим для условий конкретного месторождения получают эмпирические зависимости о времени устойчивого состояния камер в зависимости от действующего уровня напряжений в целиках и пролета самих камер.

Таким образом, основными факторами, определяющими размеры целиков, являются прочность материала целика, исходное поле напряжений и коэффициент концентрации напряжений. В рассматриваемом случае расчета размеров целиков при отработке 12 с.с. коэффициенты запаса должны быть минимальными и обеспечивать устойчивость целика в некотором временном интервале. Его продолжительность может изменяться от нескольких суток (с начала отработки камеры до момента «ухода» из камеры очистного оборудования) до момента подхода очистных забоев по нижерасположенным слоям. Поскольку исходное поле напряжений на уровне 4 КГ зависит от параметров ведения горных работ на III КГ, то в работе на базе анализа результатов моделирования была установлена зависимость изменения вертикальных напряжений (коэффициента, .концентрации) на глубине

1» залегания IV КГ. При отработке III КГ столбовой системой разработки максимальный коэффициент концентрации вертикальных напряжений на IV КГ (под краевой частью массива на III КГ) может быть выражен зависимостью yW =1+од V77 (4J) где ti - время прошедшее с момента отработки лавы на 3 КГ, месяцы.

Моделирование позволило установить максимально возможные коэффициенты концентрации вертикальных напряжений для длинных очистных забоев, которые составляют 3,5.

Обобщение результатов моделирования позволило предложить зависимость для расчета вертикальных напряжений по 12 с.с., которые являются одним из основных исходных данных, необходимых для расчета параметров камерной системы разработки

7у = 9.8уН ■ кодл ■ кшг (4.2) где H - глубина горных работ, м; у — средневзвешенная плотность вышележащих пород, кг/м ; к0дл - коэффициент опорного давления лавы по 910 слоям, к0дд = 3,5.

В традиционных методиках расчета несущей способности целиков предполагается, что целик должен противостоять максимально возможным нагрузкам, которые на него «передаются» вмещающим его массивом горных пород. Однако в нашем случае необходимым условием эффективной защиты панельных выработок является условие перехода целика в предельное состояние еще до «подхода» опорного давления длинных очистных забоев нижележащих слоев. При переходе целиков в предельное состояние их несущая способность будет снижаться и часть нагрузки будет перераспределяться на краевую часть массива. Таким образом, вертикальные напряжения в зоне расположения панельных выработок будут снижаться. В связи с этим при расчете размеров междукамерных целиков в качестве исходного поля напряжений целесообразно принимать зависимость сг =9ЯуН -k3i<r (4.3)

Использование данной зависимости позволяет рассчитать необходимые параметры камерной системы разработки, обеспечивающие переход целиков в запредельное состояние, определяемое неравенством: у-кк>[<Тсж\кф (4.4) кк - коэффициент концентрации при камерной системе разработки, kK=(b+a)/b; кф - коэффициент формы (кф = 3-7) кф =b/h; а - пролет камер, м (а=0,7-^8 м); b - ширина МКЦ, м (от 0,5 до 6 м); h — высота целика. (h=0,7-r4 м).

Приведенные размахи учитывают возможные для Старобинского месторождения значения рассматриваемых параметров. Коэффициент формы имеет такие высокие значения (от 3) поскольку при использовании бурошнековых установок ширина целика в 0,5 м является минимальным расстоянием между скважинами, а круглая форма целика является максимально устойчивой. При использовании для проходки камер комбайнов типа ПК или Урал коэффициент формы может составлять 1-2 однако, такие варианты технологии исключены из рассмотрения (хотя принципиально могут иметь место) поскольку в этом случае охрана панельных выработок будет осуществляться выемкой «пустой породы» в камерах (содержание КС1 в горной массе будет составлять ~ 5 %).

Для расчета вертикальных напряжений в зоне расположения панельных выработок была получена зависимость о-у = 9.8уН - кЗКГ - кодл • кЗАЩ (4.5) к3дщ — коэффициент защитного действия камерной системы разработки по 12 с.с.: кмщ = е№00055.£+0.04),2 +lQ {,2 2)05 (46)

L - текущая координата (расстояние от краевой части массива рис. 4.9), м; t2 — время прошедшее с момента начала разрушения камер, месяц.

Для разработанных зависимостей коэффициент корреляции составляет т = 0,77 при коэффициенте надежности 3,1.

Данная зависимость учитывает концентрацию напряжений от горных работ на III КГ, концентрацию напряжений от длинных очистных забоев нижерасположенных лав и защитное действие камерной системы разработки. Указанный коэффициент зависит от времени прошедшего с момента разрушения междукамерных целиков и координаты рассматриваемой точки от краевой части массива по 12 с.с.

Необходимо отметить, что при расчете нагрузки на междукамерные целики коэффициент концентрации напряжений от опорного давления лавы по 9-10 слоям (к0дл = 3,5) можно исключить из рассмотрения, поскольку использование указанного коэффициента приведет к существенному завышению необходимых размеров целиков. Однако при необходимости выполнения условия о необходимости перехода целиков в предельное состояние именно "в момент подхода" опорного давления лав указанный коэффициент необходимо использовать при расчете уровня вертикальных напряжений. На рис.4.9-4.11 схематично показаны эпюры вертикальных напряжений в почве 12 с.с. и в толще подстилающей 5 с.с., характеризующие различные моменты существования выработанного пространства камерной системы разработки.

Вертикальные напряжения в почве 12 с.с.

Вертикальные напряжения в подстилающей толще (на некотором расстоянии от 5 с.с.)

Рисунок 4.9. Схематические эпюры вертикальных напряжений в соляном массиве при сохранении между камерным и целиками своей несушей способности

Вертикальные напряжения в подстилающей толще (на некотором расстоянии от 5 с.с.)

Рисунок 4.10. Схематические эпюры вертикальных напряжений в соляном массиве при потере между камерным и целиками своей несущей способности в центральной части выемочного блок

Вертикальные напряжения в подстилающей толще (на некотором расстоянии от 5 с.с.)

Рисунок 4.11. Схематические эпюры вертикальных напряжений в соляном массиве при уплотнении пород выработанного пространства в центральной части выемочного блока и полном разрушении

МКЦ, примыкающих к краевой части массива

Разрушение междукамерных целиков происходит в несколько стадий. При переходе целиков в запредельное состояние целики резко теряют несущую способность даже при сохранении своей формы. Целики, расположенные в центральной части выемочного блока разрушаются в первую очередь, в то время как целики, расположенные у краевых частей массива при переходе в предельное состояние не разрушаются, поскольку значительная часть нагрузки перераспределяется на краевую часть массива (рис. 4.10).

После разрушения целиков в центральной части блока постепенно породы в выработанном пространстве уплотняются, и начинается обратный процесс - восстановление геостатического давления. У краевых частей массива целики постепенно разрушаются и нагрузка на них снижается, а нагрузка на краевую часть массива возрастает. Таким образом, вертикальные напряжения вначале снижаются в центральной части отрабатываемого блока, а в краевых частях остаются неизменными. Затем после разрушения целиков в центральной части вертикальные напряжения начинают возрастать после начала уплотнения пород в ВП, в то время как напряжения в краевых частях могут все еще снижаться (рис. 4.10). Снижение напряжений в краевой части может происходить в течение нескольких месяцев после начала разрушения целиков в центральной части выемочного блока, а восстановление напряжений в краевой части (а соответственно и защитное действие выработанного пространства камерной системы разработки на панельные выработки) может занимать период от года до нескольких лет.

Таким образом, вертикальные напряжения под выработанным пространством камерной системы разработки зависят от расстояния до краевой части массива и времени прошедшего с начала разрушения целиков в центральной части выемочного блока.

4.3. Технико-экономическая оценка предлагаемых вариантов технологических схем и выбор наиболее эффективных вариантов по комплексу исследованных факторов

Прогнозную оценку технико-экономических параметров различных вариантов технологических схем проведем на основе сопоставительного анализа двух характерных вариантов технологических схем — первый из которых разработан на основании нормативно-методических документов, разработанных при эксплуатации II и III КГ (рис. 4.7), а второй является вариантом разработанным по результатам настоящих исследований (рис. 4.8).

Предварительно отметим, что варианты технологии с валовым извлечением вынимаемых пластов требуют значительных средств на обогащение добытой руды и предотвращение экологических ущербов. Максимальное содержание полезного компонента при валовом извлечении руды будет составлять ~ 20 %, при среднем содержании по всем вынимаемым пластам - порядка ~ 14 %. При участковой себестоимости руды 8 долларов за тонну, и общешахтной себестоимости руды 20 долларов за тонну можно рассчитать ориентировочную стоимость концентрата с учетом затрат на обогащение.

Так при содержании KCl в горной массе 20 % мы получаем тонну товарного концентрата (60 % KCl) из трех тонн руды. Затраты на обогащение трех тонн руды (с 20 до 60 % KCl) составляют 75 долларов (по 25 долларов за тонну). Таким образом себестоимость 1 тонны концентрата будет составлять 135 долларов (3*20+3*25) без учета затрат на утилизацию (отвалообразование) 2 тонн хвостов обогащения.

При содержании KCl в горной массе 15 % мы получаем тонну товарного концентрата (60 % KCl) из четырех тонн руды. Затраты на обогащение четырех тонн руды (с 15 до 60% KCl) составляют ~ 120 долларов (по 30 долларов за тонну). Таким образом себестоимость 1 тонны концентрата будет составлять 210 долларов (4*20+4*30) без учета затрат на утилизацию (отвалообразование) 3 тонн хвостов обогащения.

При содержании KCl в горной массе 30 % мы получаем тонну товарного концентрата (60 % KCl) из двух тонн руды. Затраты на обогащение двух тонн руды (с 30 до 60% KCl) составляют 30 долларов (по 15 долларов за тонну). Таким образом себестоимость 1 тонны концентрата будет составлять 70 долларов (2*20+2*15) без учета затрат на утилизацию (отвалообразование) 1 тонн хвостов обогащения.

Данный расчет показывает, что при переходе от валовой к селективной отработке пластов в условиях IV КГ можно "сэкономить" 140 долларов на тонне выдаваемой на поверхность руды, при изменении содержания в ней полезного компонента с 15 % до 30 %. Также необходимо отметить, что обогатительные фабрики, работающие на всех рудниках могут эффективно обогащать руду только при содержании в ней полезного компонента в пределах от 20 % до 40 %. При содержании полезного компонента в руде менее ~ 20 %, работающие в настоящее время в РУП ПО «Беларуськалий» обогатительные фабрики потребуют реконструкции (существенной модернизации), а соответственно дополнительных инвестиций в производство. Эти затраты не учитывались в выше приведенных экспертных оценках. В связи с вышеизложенным в дальнейшем не рассматриваются оценки экономической эффективности вариантов технологических схем с валовой выемкой руды на IV КГ, хотя не исключается целесооразность именно такой выемки в определенных горно-геологических или горно-технических условиях (в рамках созданной на предприятии инфраструктуры).

Проведем сравнительную оценку двух технологических схем отработки IV КГ для глубин ~ 1000 м. Первый вариант технологической схемы представлен на рис. 4.7, второй вариант представлен на рис. 4.8.

Первый вариант предусматривает охрану панельных выработок внутрипанельным целиком шириной 150 м, и межпанельным целиком шириной 40 м, а во втором варианте внутрипанельный целик отсутствует (нижняя лава отрабатывается из панельных выработок), а межпанельный целик составляет 50 м.

Сведем основные прогнозные технико-экономические параметры рассматриваемых технологических схем в таблицу 4.1.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Диссертация представляет собой законченную научно-исследовательскую квалификационную работу, в которой предлагается новое решение актуальной научной задачи - разработка рациональных технологических схем выемки калийных пластов сложного строения с учетом обеспечения требуемой эффективности, безопасности и конкурентоспособности предприятий, имеющей существенное значение при подземной разработке пластовых соляных месторождений.

Основные научные и практические результаты, полученные в процессе выполнения работы, заключаются в следующем:

1. На базе обобщения опыта отработки калийных пластов в условиях РУП «ПО «Беларуськалий» и горно-геологических условий залегания IV КГ установлено, что наиболее рациональной в условиях данного горизонта является слоевая его выемка с селективной отбойкой сильвинита и пустой породы.

2. На базе анализа опыта отработки II и III КГ и горно-геомеханических ситуаций на шахтных полях объединения установлена целесообразность группирования пачек IV КГ в вынимаемые пласты и обоснована необходимость внедрения комбинированных систем разработки (камерные и столбовые по определенным слоям) с использованием управления кровлей в длинных очистных забоях с полной закладкой выработанного простраства и с использованием податливых целиков по верхнему сильвинитовому слою.

3. На базе моделирования горно-геомеханических процессов установлены закономерности изменения параметров напряженно-деформированного состояния ответственных элементов массива (междукамерных целиков, межслоевых пачек, кровли подготовительных выработок и т.д.) при комбинированных системах разработки слоев (столбовые и камерные), а также изменения НДС данных элементов во времени - на моменты прохода фронтов очистных работ всех слоев и до момента "восстановления" геостатического поля напряжений.

4. Установлена степень влияния многоризонтной выемки на НДС IV КГ (изменение геостатического поля напряжений) при одновременной выемке двух горизонтов с учетом используемых систем разработки и времени существования выработанных пространств.

4. Предложены критериальные параметры для расчета ширины междукамерных целиков при отработке верхнего слоя камерной системой разработки, которые переходят в запредельное состояние при подработке их длинными очистными забоями и обеспечивают устойчивое состояние участковых выработок нижних лав.

5. Предложены инженерные зависимости для расчета безопасной ширины выемочных камер и размеров междукамерных целиков в функции начального НДС IV КГ с учетом изменения влияния вышележащих горизонтов во времени.

6. Предложены технологические схемы отработки IV КГ двумя и тремя слоями с селективной отбойкой руды и пустой породы и оставлением в выработанном пространстве межслоевых пачек каменной соли.

7. Разработан алгоритм расчета параметров технологических схем отработки IV КГ, внедрение которых позволит продлить срок службы рудников на 10-15 лет при обеспечении характерной степени извлечения сильвинитовой руды из недр на эксплуатируемых калийных рудниках, с соблюдением требований региональной безопасности рудников (допустимые перемещения кровли IV КГ при его извлечении).

8. Обоснованы исходные данные для проектирования выемочных комбайнов для извлечения IV КГ на Старобинском месторождении.

9. Разработанная методология отработки запасов в комплексе многогоризонтной их выемки может быть использована применительно к условиям комплексной эксплуатации жидких (нефть) и твердых (химическое сырье) полезных ископаемых.

10. Экономический эффект от внедрения данной технологии составит 0,9-М ,75 млрд. рублей РБ на одну панель шириной от 200 до 300 м.

Список литературы диссертационного исследования кандидат технических наук Бондарев, Константин Александрович, 2009 год

1. Авдеев Д.К. и др. Отработка запасов руды в зоне предохранительного целика подводоемом // Горный журнал. М.: Недра. - 1989. №9.

2. Авдохин В.М. Физические процессы производства. М., Недра, 1985.

3. Авчян Г.М. Физические свойства осадочных пород при высоких давлениях. М., Недра,1972.

4. Агошков М.И. Актуальные проблемы освоения месторождений и использованияминерального сырья. М., Недра, 1993.

5. Айзаксон Э. Давление горных пород в шахтах. М., Недра, 1961.

6. Аман И.П., Фикс И.И., Егоров В.П. Расчет напряженного состояния надработанныхмассивов горных пород по замеренным деформациям угольных пластов при их надработке. Физ-техн. проблемы разраб. полезн. ископ., N 2, 1970.

7. Амусин Б.З., Фадеев А.Б. Метод конечных элементов при решении задач горнойгеомеханики. М.: Недра, 1975 — 144 с.

8. Андрейко С.С. и др. Газодинамические явления в калийных рудниках. Генезис,прогноз и управление. Минск, «Вышэйшая школа», 2000, 335с.

9. Андрейко С.С., Блюм М.Ф., Земсков А.Н. Проблемы безопасности горных работ нарудниках ПО «Беларуськалий» в условиях газовыделений и газодинамических явлений. Горный журнал, №11-12 1998 г.

10. Ардашев К.А. Методы и приборы для исследования проявления горного давления. М.,1. Недра, 1985

11. Арипова В.Ж. Методы и приборы для исследования проявления горного давления. М.,1. Недра, 1977

12. Артёмов В.Г., Зальцзейлер О.В. О консолидации закладочных материалов из солевыхотходов обогатительных фабрик. Сб. "Технология и безопасность горных работ в калийных рудниках", Пермь, 1985.

13. Асатур К.Г. Механика динамического разрушения. М., Недра, 1997

14. Атлури С. Вычислительные методы в механике разрушения. М., Недра, 1985

15. Аунер Г.В. Управление горным давлением на большой глубине. Глюкауф, 1986, №2.

16. Баклашов И.В., Картозия Б.А. Механические процессы в горных массивах. М., Недра,1986.

17. Баклашов И.В., Картозия Б.А. Механика горных пород. М., Недра, 1975.

18. Бакхаус Г., Гайслер Й. Отработка целиков на шахте "Вальзум" // Глюкауф. 1987, №51. РУС.)

19. Барановский В.И. Перераспределение горного давления в толще подрабатываемых инадрабатываемых пород. Вопросы теории внезапных выбросов угля и газа. М., Углетехиздат, 1959.

20. Батцель 3. Шнекобуровая выемка угля // Глюкауф. 1966, №11 (рус.) с.1-11.

21. Башура А.Н. Внедрение результатов научных исследований при разработке

22. Старобинского месторождения калийных солей // Наука — народному хозяйству. -Мн.: изд. HAH Беларуси, 2002. с. 584-593.

23. Безопасная выемка угля под водными объектами. М., Недра, 1977.

24. Белов Б.Н. Добыча и переработка калийных солей. М., Недра, 1971

25. Беляев Е.В. Извлечение запасов угля из охранных целиков // Охрана окружающейсреды при подземной разработке угольных месторождений. М.: Наука, 1995 - с. 128-131

26. Борисов A.A. Механика горных пород и массивов. М.: Недра, 1980.

27. Борисов A.A. Механика горных пород и массивов. М., недра, 1980.

28. Борщ-Компониец В.И. Механика горных пород, массивов и горное давление. М.,1. МГИ, 1968.

29. Бошенятов Е.В. Закономерности сдвижений и деформаций горных пород при большойглубине разработки // Изучение и прогноз сдвижений и деформаций массивов горных пород, гидрогеомеханических процессов при разработке месторождений