Погашение подземных пустот в бортах и под дном карьера

Практика совместной и повторной разработки месторождений открытым способом в зоне подземных работ показывает, что одним из важнейших условий успешной работы карьера является выбор эффективного способа погашения пустот, к которому предъявляется целый ряд требований, предусматривающих обеспечение безопасности работ в карьере при минимальных затратах.

Известны два способа погашения пустот:

· обрушение окружающего массива пород;

· закладка подземных выработанных пространств.

В отдельных случаях возможна также консервация пустот без погашения. Способы эти различаются как по степени обеспечения безопасности работ после погашения пустот, так и по затратам средств, труда и времени на погашение. При выборе способа погашения пустот имеет также значение их местоположение относительно карьера: внутри проектных контуров или вне их (т.е. в бортах или под дном).

Погашение подземных пустот в контурах карьера. Основной целью погашения пустот, попадающих в выемочные контуры карьера, является обеспечение безопасности людей и безаварийности работы механизмов при ведении горных и транспортных операций в карьере. Специфическими условиями погашения пустот в этом случае являются:

♦ работа людей и механизмов непосредственно в зоне пустот или в зоне их погашения;

♦ включение зон погашения пустот в последующем в рудные добычные участки;

♦ сравнительно непродолжительный интервал времени между моментом погашения пустот и началом горных работ в этой зоне (от нескольких дней до нескольких месяцев).

Эти обстоятельства непременно должны быть положены в основу выбора и осуществления способа погашения пустот в контурах карьера.

Считается, что более простым в исполнении и более экономичным является метод погашения пустот обрушением окружающего массива пород, осуществляемый, как правило, на основе комплекса буровзрывных работ.

Достоинствами буровзрывного способа погашения пустот являются:

♦ несколько меньшие первоначальные затраты на собственно погашение пустот;

♦ возможность создания значительных запасов взорванной руды.

К основным недостаткам этого способа могут быть отнесены:

♦ отсутствие гарантии в погашении пустот, а следовательно, и отсутствие гарантии в безопасности работ в зоне погашения;

♦ потеря контроля за состоянием и развитием пустот;

♦ сложности в увязке операций по погашению пустот и очистных работ на участке погашения;

♦ существенное (в отдельных случаях — полное) разрушение смежных междукамерных и межпанельных целиков при посадке потолочины камеры;

♦ значительное снижение производительности труда горнорабочих и производительности механизмов при работе в зоне
обрушения пустот;

♦ необходимость осуществления мер по снижению сейсмического воздействия взрывов при погашении пустот на целики и уступы;

♦ осложнения при сооружении транспортных коммуникаций (особенно капитальных) через зоны обрушения или с учетом зон обрушения. Увеличение эксплуатационных транспортных расходов в связи с обрушением пород;

♦ необходимость организации сложной системы контроля за состоянием массивов необрушенных и обрушенных пород, за состоянием между камерных целиков, камер;

♦ омертвление значительных сумм оборотных средств при значительном опережении погашения пустот и др.

Комментируя эти положения, можно отметить следующее.

Как известно, буровзрывное разрушение горних пород представляет собой весьма сложный и трудноуправляемый процесс. Результаты этого способа разрушения пород (отбойки, обрушения и пр.) зависят от множества факторов, большинство которых заданы и неизменяемы (структурная раздробленность массива пород, анизотропия его прочностных и упругих характеристик и др.). Рассматриваемые условия с этой точки зрения еще более осложнены конфигурацией обнажений массива, условиями работы зарядов ВВ. Все это приводит к тому, что в настоящее время невозможно осуществить расчет массы заряда и расположения его в обрушаемом массиве пород потолочины и целиков, которые позволили бы гарантировать полное и равномерное заполнение имевшихся и образуемых пустот обрушенной массой. Иначе говоря, не исключается большая вероятность того, что останутся значительные объемы пустот непогашенными. А для создания аварийной ситуации для работающих людей и механизмов в карьере достаточно в зоне погашения иметь остаточные пустоты даже сравнительно небольших размеров, например, порядка 2,5—3 м шириной.

Другая характерная особенность ситуации, создающейся в зоне погашения пустот взрывным способом и являющейся, в известной мере, следствием предыдущего, это практически полная потеря контроля над состоянием и развитием пустот. В самом деле, до момента производства взрыва в любом случае имеется возможность определить местоположение, размеры, форму и другие параметры пустот. Причем существующие методы обнаружения и съемки пустот позволяют определять названные параметры с любой приемлемой для решения горно-технических задач точностью и надежностью, т.е. задача эта технически решаема, и разница может быть только в затратах времени и труда.

После взрывного обрушения потолочины или целиков геометрическая обстановка коренным образом меняется. Теперь можно лишь приближенно указать возможное местоположение основной пустоты (главным образом, благодаря тому, что оно было известно до взрыва). Что касается контуров пустот, формы, размеров и развития их во времени (что весьма важно!), то эти параметры на основе имеющихся методов и аппаратуры установить невозможно. Следовательно, эта задача пока не решается технически, независимо от количества времени и средств, затрачиваемых на это.

Последнее обстоятельство имеет исключительно большое значение для разработки и осуществления мер безопасного ведения горных работ в зоне взрывного погашения пустот, поскольку практически невозможно разработать эти меры безопасности, не имея указанных сведений о пустотах.

При рассмотрении вопросов проведения горных работ в зоне обрушения пустот следует также иметь в виду последствия ударного и сейсмического воздействия взрывов, осуществляемых с применением значительного количества ВВ. Несмотря на то, что одновременное обрушение потолочины производится над ограниченным числом камер (например, над одной), отрицательные результаты этого обнаруживаются на значительной площади.

Механизм данного процесса может быть разделен на две составляющие: непосредственное ударное воздействие взрыва и обрушающейся горной массы на ближайшие междукамерные целики; сейсмическое воздействие взрыва.

В первом случае действуют взрывные скважины, пробуриваемые из карьера для погашения потолочины, часть которых неизбежно придется располагать и в прилегающих междукамерных и межпанельных целиках. Заряды этих скважин разрушат полностью или частично верхнюю часть целиков и серьезно нарушат сплошность (а следовательно, и устойчивость) остальной части их.

Вслед за этим ослабленные целики подвергнутся мощному динамическому воздействию обрушенной горной массы потолочины. Динамические напряжения в целиках в данном случае даже по оптимистическим расчетам в несколько раз превышают допустимые. Следовательно, целики разрушатся, но разрушатся неравномерно в силу того, что сопротивляемость их боковым нагрузкам существенно различна.

Установлено, что в условиях системы разработки, применяемой на шахте им. Губкина, наиболее слабыми звеньями в общей системе являются междукамерные целики; несущая способность межпанельных целиков в 1,5 раза, а зон пересечения целиков — в 2,5 раза больше, чем у междукамерных.

В частности, отдельные участки (например, сопряжения целиков) могут разрушиться меньше и даже остаться. И это — без учета анизотропии прочностных свойств массива. Если к этому добавить существенное влияние на разрушение целиков различных структурных ослаблений, то станет ясной картина неравномерного, в значительной мере случайного разрушения пород и погашения пустот.

Серьезные разрушения целиков и кровли камер произойдут также в результате сейсмического воздействия карьерных взрывов (в том числе по погашению пустот).

Наблюдениями, проведенными на ряде предприятий (Зыряновском, Норильском комбинатах и др.), установлено, что после взрыва в карьере заряда массой 6,7 т образуются вывалы по кровле камер объемом 5—10 м³ на расстоянии до 400 м, а взрыв заряда массой 5,6 т на расстоянии 65 м вызвал такие отслоения, которые заполнили камеру на 5—10 м.

Правда, создание экранов-щелей из раздробленных пород позволяет снизить сейсмические разрушения почти вдвое, однако они все же остаются весьма значительными.

Практика совместной и повторной разработки месторождений показывает, что работа карьерного горного оборудования, транспортных средств сопряжена с трудностями. Производительность механизмов в зоне погашения пустот взрывом составляет 30—60% нормальных для данного карьера условий.

Что касается производительности труда рабочих при работе в этой зоне, то на нее, кроме объективных усложняющих факторов, существенно влияют морально-психологические моменты. Последнее является следствием неуверенности рабочего в полноте погашения пустот и неопределенности обстановки.

Следует отметить и такое осложняющее открытую разработку при погашении пустот взрывом обстоятельство, как значительные затруднения при увязке различных операций и работ в карьере.

Вызываются они тем, что одновременно можно погашать не более одной камеры, что требует частого повторения циклов погашения пустот. Последнее вынуждает останавливать любые другие работы на участке на продолжительное время (несколько недель или месяцев). Взрывное погашение пустот требует значительного и неоправданного с точки зрения очистных работ опережения горных работ на верхнем горизонте. Такое положение отрицательно сказывается на общем развитии горных работ в карьере, на сроках освоения мощностей и т.д.

Все это и отмеченное ранее приводит не только к осложнениям и трудностям технического порядка, но и влечет весьма значительные экономические издержки, которые, как правило, не учитывают при сравнительном анализе способов погашения пустот.

Другойшироко распространенный способпогашения пустот при совместной или повторной разработке месторождения — закладкаих различными материалами. Назначение и эффективность этого способа погашения пустот зависят от условий конкретного месторождения, предприятия и материала закладки. Тем не менее, общими достоинствами этого способа являются:

♦ возможность наиболее полного погашения пустот;

♦ полное исключение аварий в карьере, связанных с наличием пустот;

♦ контролируемость за состоянием пустот на любой стадии горных работ;

♦ обеспечение сохранности междукамерных и межпанельных целиков, потолочин близлежащих камер, подземных горных выработок;

♦ при отработке руды в зоне камер достигается большая, чем при взрывном погашении пустот, производительность оборудования и труда рабочих;

♦ обеспечивается более интенсивное и планомерное развитие горных работ в карьере.

Среди недостатков обычно применяемых схем погашения
пустот закладкой:

♦ относительно высокие капитальные и эксплуатационные затраты;

♦ повышенное разубоживание руд при открытой разработке участков с камерами или необходимость тщательной селективной выемки закладки из камер;

♦ подача в подземные выработки значительного количества воды при гидрозакладке камер.

Анализ характерных особенностей (как положительных, так и отрицательных) погашения пустот закладкой и сравнение этого способа с рассмотренным способом взрывного погашения пустот выявляют их полярную общность. Последнее заключается в том, что применение одного способа на одном и том же участке практически исключает применение другого; недостатки одного способа совершенно не повторяются среди перечня недостатков другого, и даже наоборот, последний имеет соответствующие достоинства и т. д.

Поэтому напрашивается вывод: необходимо изыскать такую схему погашения пустот, попадающих в контуры карьера, которая в максимальной степени использовала бы достоинства рассмотренных схем и была бы свободна от их недостатков.

При решении этой задачи за основу принят метод погашения пустот закладкой, так как его достоинства и преимущества имеют более принципиальный характер, а преодоление недостатков является задачей технически решаемой, чего нельзя сказать о взрывном методе погашения пустот.

Решение задачи изыскания рациональных способов погашения пустот необходимо осуществлять комплексно, совместно с задачей погашения пустот, остающихся в постоянных бортах карьера. При этом отметим, что все камеры, пересекаемые откосами бортов карьера или достаточно близко находящиеся к ним, безусловно, подлежат закладке. Это обусловлено как требованиями обеспечения устойчивости бортов карьера, так и необходимостью обеспечения работы горного и транспортного оборудования на уступах.

Число таких камер бывает достаточно велико. Так, по проектной проработке Центрогипроруды, на карьере Губкинского ГОКа предполагается около 50 % (из общего числа 140—150) камер заложить по этой причине. Для погашения такого объема пустот (порядка 7 млн м ) необходимо сооружение соответствующего закладочного комплекса, который, безусловно, может быть использован и для закладки камер в контуре карьера. Таким образом, вопрос о капитальных и эксплуатационных затратах на погашение закладкой последней категории камер теряет свою первоначальную остроту. При внимательном подсчете с учетом всех основных влияющих факторов эти затраты могут теперь оказаться ниже или на уровне соответствующих затрат взрывного погашения пустот.

Преодоление других недостатков способа погашения пустот закладкой может быть осуществлено выбором в качестве материала закладки полезного ископаемого, добываемого в карьере.

Технология закладочных работ может выглядеть следующим образом. Руда, добываемая в карьере, измельчается до максимальной крупности кусков в 200 мм на дробилках (например, типа ККД-1500 или СДА-3), устанавливаемых в карьере в соответствии с технологической схемой добычи. Затем автосамосвалами дробленая руда, предназначенная для закладки, доставляется к скважинам диаметром 600—700 мм, пробуренным через потолочину камер. Руда перепускается в камеру, а для лучшего уплотнения и большей полноты закладки периодически добавляется небольшое количество воды. Дозакладка пустот под кровлю камеры осуществляется наиболее мелкой фракцией руды, получаемой на дробилке и подаваемой в камеру с некоторым количеством воды (например, в соотношении Т: Ж= 1:0,5). Это приведет к небольшому поступлению воды в подземные выработки. К примеру, если необходимо таким способом дозаложить камеру площадью 1500 м² на высоту даже в 1 м, то общее количество воды будет 750—800 м³.

Таким образом, рассмотренная схема погашения пустот в контуре карьера объединяет достоинства рассмотренных ранее способов и имеет минимальное количество недостатков. Наиболее существенный среди последних состоит в том, что необходимо из добытого объема полезного ископаемого временно отчуждать определенное количество и консервировать на некоторое время. Безусловно, это повлечет соответствующие убытки. Однако, последние компенсируются (и наверное перекроются) прибылью от более интенсивного развития горных работ в карьере, а также максимально возможной в условиях повторной отработки производительностью очистных работ карьера в зоне погашения камер.

Погашение пустот в постоянных бортах карьера. Выбор способа погашения пустоты, попадающей в постоянный борт карьера, должен определяться ролью, которую она играет в формировании напряженно-деформированного состояния массива пород. С этой точки зрения вся совокупность камер в бортах карьера может быть разделена на три категории:

1 — камеры, пересекаемые откосом борта или находящиеся на таком расстоянии от откоса, что могут непосредственно вызвать его деформацию;

2 — камеры, находящиеся в зоне возможного сдвижения борта карьера (т.е. между первой группой камер и вероятной линией скольжения массива пород борта);

3 — камеры, расположенные за линией возможного скольжения в глубь борта карьера.

Ранее было показано, что массив пород вокруг камер (целики, потолочина, днище), начиная с определенной, (в исследованном варианте — с четвертой от откоса борта карьера камеры и далее в глубь борта), остается неизменным по напряженному состоянию при любых исследованных граничных условиях (исключая их закладку). Следовательно, эти камеры могут быть оставлены непогашенными.

Вторая и третья камеры от откоса борта и целики вокруг них подвержены существенному влиянию выемки карьера. Междукамерные целики в этой области работают на срез, что при неблагоприятной трещинной тектонике участка может привести к ослаблению и заметному уменьшению устойчивости борта. Поэтому эти камеры—следует заложить, что более чем на 30 % повысит устойчивость пород в этом опасном сечении.

Эксперименты с различными материалами, расчеты, а также наблюдения в натурных условиях показывают, что повышение несущей способности и устойчивости междукамерных целиков при закладке смежных камер происходит в результате уменьшения величин (иногда и направления действия) касательных напряжений в целиках, являющихся, как известно, наиболее вероятной причиной их разрушения.

Вместе с тем, экспериментальные и аналитические исследования показывают, что боковое давление малосвязных пород на подпорную стенку (в нашем случае — междукамерный целик) мало зависит от механических характеристик этих пород. Так, боковое давление сыпучего материала определяется выражением:

Р = γ h²/2 tg² (π/4 – φ/2), (10.10)

где h— высота заполненной части камеры; γ — объемный вес закладки; φ —угол внутреннего трения закладки.

Например, твердеющая закладка с углом внутреннего трения φ = 46 ÷ 50° по сравнению с сухой закладкой из дробленых скальных пород (угол естественного откоса φ = 38 ÷ 40°) повышает несущую способность междукамерного целика не более чем на 10—12%. Более существенными здесь являются плотность и объемный вес материала закладки.

Отсюда следует вывод, что, поскольку несущая способность междукамерного целика практически в одинаковой степени увеличивается действием как твердеющей закладки, так и несвязной, то целесообразно с точки зрения экономики вторые и третьи от откоса борта камеры закладывать несвязным материалом (песком, хвостами обогащения, дробленой породой или некондиционными рудами).

Камеры первого ряда, наиболее близко расположенные к откосу борта карьера, также должны быть заложены. В силу того, что эти камеры пересекаются в своей верхней части откосом борта (или верхняя часть оказывается от откоса на расстоянии, меньшем безопасной толщины потолочины), необходимо создать более прочный массив закладки.

При этом возможны два варианта закладки. При первом — вся камера закладывается твердеющей смесью, приготавливаемой вне камеры. Второй вариант предполагает первоначально закладку камеры дробленым скальным материалом, а затем — инъекцию цементно-песчаного или другого вяжущего раствора в верхнюю часть массива закладки. Разумеется и в том, и в другом случае закладка должна быть уложена под кровлю камеры. Необходимые для этого методы и оборудование существуют и применяются на практике.

Пример оценки способов погашения пустот. В качестве иллюстрации высказанных ранее положений рассмотрим решение задачи по оценке способов погашения пустот при проектировании Губкинского ГОКа КМА, выполненное совместно с сотрудниками Центрогипроруды.

В соответствии с проектными проработками в выемочный контур карьера Губкинского ГОКа должны попасть 207 камер, образованных действующей в настоящее время на месторождении шахтой им. Губкина. Исходя из проектной производительности карьера и схемы развития горных работ, число камер, погашаемых за год открытыми работами, колеблется от 4 до 12. Эти положения были приняты за основу при анализе способов погашения пустот.

Погашение взрыванием потолочного целика, Сущность способа состоит в заполнении пустот раздробленной горной массой, получаемой в результате взрывания потолочного предохранительного целика между камерами и уступами карьера. Взрывание производится блоками, состоящими из собственно потолочного целика над камерой и продолжения его на смежные междукамерный и межпанельный целики. Объем такого блока составляет 120—140 тыс. м³, расход ВВ на его взрывание — 100—120 т.

Согласно расчетам, толщина потолочного целика должна быть не менее 30 м. Учитывая, что наиболее высокие отметки кровли камер составляют -40 м, условным горизонтом работ по погашению пустот принят гор. -10м.

Технология выполнения работ выглядит следующим образом. Для обуривания блоков применяются станки СБШ-320, скважины располагают по сетке 7x8 м. Средняя глубина скважин 35м (недобур до кровли камер принят 3—4 м). Таким образом, во взрывном блоке бурится 68 скважин общей длиной 2380 м. При этих параметрах для погашения 12 камер в год необходимо пробурить 27,56 тыс. м скважин, что обеспечивается двумя станками, работающими в двухсменном режиме.

Минимально необходимая ширина рабочей зоны на уступе карьера при погашении подземных пустот взрыванием (расстояние от нижней бровки уступа на гор. -10 м до нижней бровки уступа гор. -40 м) определяется технологической схемой и равна 180 м. Это в значительной мере объясняется тем, что с целью обеспечения безопасных условий в зоне подработки обрушение потолочины над камерой и взрывание массива пород над целиками должны быть произведены одновременно. При этом организация горных работ в карьере должна быть такова, чтобы при подходе уступа гор. -40 м к границам взрывного блока (по погашению пустот) последний должен быть взорван.

Синхронизация подвигания уступов на гор. -10 и -40 м (и ниже) достигается тем, что ширина экскаваторной заходки принимается равной ширине буровой заходки (15 м). Тогда при годовом подвигании фронта очистных работ 120 м необходимо сделать 8 заходок. Следовательно, время, необходимое для проведения одной заходки по всей длине уступа на гор. -40 м, со­ставляет 1,5 мес. Исходя из этих параметров можно определить сроки, очередность погашения пустот и организацию работ.

Погашение закладкой кварцитами. Сущность способа заключается в заполнении подземных камер дроблеными железистыми кварцитами (кондиционными по содержанию железа), добываемыми в карьере на гор. -10 м. Закладочный материал от дробилок доставляется автосамосвалами к закладочным восстающим, по которым перепускается в камеру.

Восстающие сечением 2x2 м проходят методом секционного взрывания скважин, пробуренных на глубину ЗО-т-35 м с уступов карьера. На каждую камеру размерами в плане 55x30 м проходят два закладочных восстающих. Крупность железистых кварцитов для закладки камер такая же, что и подаваемая с карьера на дробильно-сортировочную фабрику. С целью более полной закладки камеры в ее верхней части требуется материал более мелкой фракции, поэтому на данной стадии в камеры подается кварцит крупностью не более 200 мм.

Технология разработки потолочины мало отличается от описанной ранее (при взрывном способе погашения пустот). При подходе добычного уступа на гор. -25 м к границе блока с камерами потолочина над ними должна быть взорвана. Ширина рабочей зоны по погашению пустот на уступе гор.-25 м при показанной схеме работ достигает 180 м. Однако, при погашении пустот закладкой имеется возможность значительно сократить ее.

Положение пустот и степень закладки камер контролируются геофизическими методами, а также путем перебура части взрывных скважин.

Погашение пустот в контурах карьера. Анализ технологии горных работ показывает, что способы погашения пустот практически одинаковы по таким основным составляющим, как ширина рабочей зоны, комплекс буровзрывных работ, непроизводительные затраты от временной консервации железистых кварцитов.

При погашении пустот закладкой кварцитами требуются дополнительные затраты:

♦ капитальные — на приобретение и монтаж технологического и горно-транспортного оборудования (автосамосвалов, буровых станков, бульдозера);

♦ эксплуатационные — для проходки закладочных восстающих, экскавации кварцитов, транспортировки кварцитов к восстающим.

Однако в пересчете на добычу эти дополнительные затраты составляют незначительную сумму и находятся в пределах точности подсчета общих затрат. Если учесть отмеченное ранее существенное снижение производительности горно-транспортного оборудования в зоне взрывного погашения пустот, то можно считать, что, в конечном счете, удорожание в результате закладки пустот кварцитами не происходит.