Стыковочными зонами называют участки месторождения, где встречаются или соприкасаются в своем развитии очистные единицы (блоки, уступы, участки и др.).
Термин впервые появился в работах ГоИ КНЦ РАН и довольно удачно отражает ситуацию по развитию очистных работ на указанных участках. Особенно это относится к условиям их отработки различными горными технологиями при комбинированной разработке месторождения.
В этом случае мы имеем дело с взаимодействием полей напряжений и деформаций в ближней зоне влияния очистных выработок. Эти зоны характеризуются высокой концентрацией напряжений. А интеграция их при совмещении полей открытых и подземных выработок способствует достижению породами запредельных состояний и зарождению в них разрушительных процессов.
Рассмотрим варианты отработки стыковочных зон различными открыто-подземными технологиями.
Наиболее привлекательными подземными технологиями в этом ряду являются системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород.
Ранее мы неоднократно отмечали, что подработку откосов карьеров предпочтительно осуществлять в направлении от массива пород к карьеру.
Это условие касается всех подземных технологий и особенно важно при системах разработки с обрушением руды и пород.
Ведение подземных горных работ в зоне влияния карьера (под дном и в бортах) вызывает перераспределение напряжений в подработанном массиве и существенно изменяет условия устойчивости откосов.
Кстати, говоря о зоне влияния карьера, в большинстве случаев подразумевают участок массива пород между контуром карьера и потенциальной поверхностью скольжения этого участка. Однако это не совсем верно. Зона влияния карьера распространяется значительно дальше вглубь массива. Подробнее этот вопрос будет рассмотрен далее.
Изменение напряженного состояния массивов пород вызывает в свою очередь перераспределение значений и направлений действия (и соотношения) сдвигающих и удерживающих сил. Снижение устойчивости подработанных откосов происходит в большинстве случаев из-за уменьшения удерживающих сил. Последнее в условиях подработки может быть результатом:
• снижения прочностных характеристик массива пород в борту;
• изменения геометрических параметров откоса борта (увеличение высоты, изменение формы откоса борта, увеличение крутизны откоса и т. д.);
• изменения направления действия удерживающих (часто и сдвигающих) усилий.
Степень разупрочнения пород в результате подработки может быть различной и зависит от конкретных условий залегания месторождения: интенсивности структурной раздробленности массива; ориентации плоскостей ослабления относительно подземных очистных выработок и элементов карьера; начальной прочности массива; стадии развития зоны сдвижения; степени подработки массива; скорости подработки и др.
В массивах скальных достаточно упругих средней трещиноватости пород прочность может снижаться при подработке (в зоне сдвижения) в 1,5—2 раза. Установлено, что оползню предшествует значительное снижение прочностных свойств пород. Нарушение структуры массива в этом случае приводит к уменьшению углов внутреннего трения в среднем на 18—20 %, а сцепления на 45 %.
В породах пластических, хорошо деформирующихся степень разупрочнения массива при подработке несколько ниже. Однако несомненно, что во всех случаях подработка вызывает существенное уменьшение прочности массива, приводит к его разуплотнению.
Учет ослабляющего действия на устойчивость откосов бортов и уступов в результате изменения структуры и прочности массива не вызывает особых трудностей и заключается в определении структурных, прочностных и других характеристик массива общеизвестными полевыми и лабораторными методами.
Более опасными и сложными для учета и прогнозирования являются два других фактора, определяющие ослабление откосов карьера. Эти факторы проявляются совместно, так как изменение геометрии борта карьера неизбежно вызывает перераспределение действующих в нем усилий.
Характерен в этом отношении случай обрушения откоса на карьере «Мукуланский», который был подработан при ведении горных работ на руднике «Молибден» (рис. 15.39). Сдвигающийся массив борта находился в верхней части карьера. В результате подземной разработки рудного тела системами с обрушением налегающих пород зона обрушения вышла на поверхность у основания рассматриваемого участка откоса. В итоге увеличились высота откоса, угол его наклона, изменилась форма (ушло в зону обрушения основание откоса). Это привело к изменению соотношения сдвигающих и удерживающих усилий. Часть борта пришла в движение. В данном случае произошли изменения и в силовой обстановке. Исчезла реакция отпора пород в основании откоса, роль которой в сохранении устойчивости была существенной.
Неблагоприятное воздействие зоны обрушения на устойчивость бортов и уступов может проявляться самым различным, порой неожиданным образом.
На этом же карьере в зону сдвижения и обрушения попал торец карьера (по простиранию). Это привело к снижению устойчивости участка борта на лежачем боку и его сдвижению. Характерно, что векторы сдвижения этого оползня направлены не в сторону зоны обрушения, а вниз, в направлении склона.
При подработке карьера происходит изменение значений, направлений действующих напряжений и в соответствии с этим деформации массива пород борта. Нагляден в этом отношении механизм деформирования откоса и массива борта, представленный С.Г. Авершиным. Он указывает на то, что здесь, при прочих равных условиях, решающее значение имеют соотношения горизонтальных составляющих векторов деформаций (рис. 15.40).
При сдвижении горных пород подработанный откос будет стремиться к положению, показанному штриховой линией, вызывая растягивающие напряжения на участке АО и сжимающие — на участке ВО. И то, и другое в общем случае приводит к снижению устойчивости откоса в целом. Перемещая границы выработанного пространства, можно добиться различного его влияния на устойчивость откоса. Возможно такое взаимное положение откоса и выработки, когда последняя практически не снизит устойчивость откоса.
С.Г. Авершин рекомендует во всех случаях осуществлял, подработку откосов в направлении от массива. Эта схема предпочтительна, но она не гарантирует от деформаций и обрушения подрабатываемого откоса.
Следовательно, во всех случаях необходимо оценивать устойчивость подработанных откосов расчетными методами.
Тем не менее в практике совместной разработки рудных месторождений имеются убедительные подтверждения справедливости рекомендации С.Г. Авершина.
Опыт совместной разработки месторождения «Норильск-1» карьером «Угольный ручей» и подземным рудником «Заполярный» детально рассмотрен Б.П. Юматовым. Фронты горных работ карьера и рудника двигались навстречу друг другу. Наблюдения за сдвижением массива горных пород и уступов карьера показали, что как в процессе развития зоны обрушения в массиве, так и после выхода ее на поверхность существенных деформаций откосов борта и уступов карьера не отмечалось. Результирующий угол наклона откоса борта составлял 20—22° при 35—40° по предельному контуру.
При расчетах устойчивости подработанных откосов используются те же методы, что и для оценки устойчивости неподработанных откосов. Ho при этом следует учитывать указанные ранее факторы, ухудшающие устойчивость откоса.
Подработка борта карьера в направлении от массива к карьеру обеспечивает наибольшую устойчивость борта карьера (рис. 15.41).
На месторождениях, сложенных скальными породами, после выхода воронки обрушения на поверхность дальнейшее развитие зоны обрушения происходит с последовательным образованием консольных зависаний пород. Если забой остановить в положении AB, то с течением времени граница зоны обрушения стабилизируется по линии ВС4, определяемой углом полного обрушения пород.
Ho если подземный очистной забой (или фронт очистных работ) непрерывно подвигается, то обрушение пород все время будет происходить в виде консолей, следуя за очистным забоем и не получая полного развития по граничному углу вплоть до остановки забоя.
Обрушение образовавшейся консоли будет происходить участками, определяемыми предельным (критическим) вылетом консоли.
Наблюдения, проведенные на Зыряновском месторождении, и их анализ показывают, что шаг обрушения консоли составляет 10—15 м и величина его довольно стабильна. Обрушению консоли предшествует появление трещин разрыва. Аналогичные выводы получены применительно к другим месторождениям.
Отделившаяся от массива часть консоли постепенно оседает и, разрушаясь, уходит в зону обрушения. Это обусловлено подпором ранее обрушившихся пород, заполнивших зону обрушения.
Таким образом, важное требование к ведению очистных работ в бортах карьера системами с обрушением пород заключается в том, чтобы фронт очистных работ подвигался в направлении карьера непрерывно. При этом создаются условия непрерывного, поддающегося учету развития зоны обрушения, захватывающей уступы карьера.
При попадании участков или всего карьера в зону полного обрушения пород под воздействием подземных работ важно знать характер перемещения разрыхленных пород в зоне обрушения, для того чтобы иметь возможность управлять им.
При разработке руды карьером обязательным условием подземных работ является обеспечение выхода воронки обрушения на поверхность в минимальные сроки.
Если в кровле обрушаемых блоков имеются монолитные крепкие породы, то процесс обрушения может задержаться и при дальнейшем увеличении площади подработки может произойти внезапное обрушение. Поэтому должны быть приняты меры по обеспечению обрушения всей толщи пород до дна карьера одновременно с обрушением блока после выпуска руды.
Стабилизировать обрушение налегающей толщи можно принудительным путем. Так, на Ново Сокольной линзе Лениногорского комбината в результате принудительного обрушения пород над блоком № 3 работы в этой части карьера можно было начать через три месяца после окончания выпуска руды из блока. Обычно перерыв в работе на участке карьера в зоне обрушения составлял 10—20 мес.
Отработка запасов руд в бортах карьера с обрушением налегающей толщи требует исключительно четкой взаимоувязки работ в карьере и подземном руднике.
Опыт работы комбинатов «Апатит», Лениногорского и ЦГОКа (Кривбасс) показывает, что такая организация работ на практике возможна и дает положительные результаты в обеспечении их безопасности.
При производстве открытых горных работ в зонах обрушения наиболее опасной формой деформации подработанных массивов является воронкообразование. Причем решающим следует считать момент выхода воронок обрушения на поверхность (рис. 15.42).
В связи с этим необходимо, с одной стороны, подземные горные работы под дном и в бортах карьеров вести по схемам и параметрам, которые обеспечивали бы минимальные условия для образования воронок обрушения. С другой стороны, за развитием зон обрушения в массиве должен быть поставлен надежный и систематический контроль.
На условия формирования и развития воронок обрушения существенно влияют физико-механические свойства массива обрушенных пород, определяемые, в частности, его плотностью. С увеличением плотности возникают условия для формирования пустот над очистными блоками, которые затем могут развиться в воронки обрушения.
Для того чтобы свести до минимума условия образования и внезапного появления воронок на поверхности, необходимо обеспечить наибольшее разрыхление массива обрушенных руд и пород.
Сыпучие свойства обрушенных скальных пород резко увеличиваются при достижении коэффициента разрыхления kp = 1,25-1,30. Более точно эту границу можно определить в каждом конкретном случае. Массив обрушенных пород с коэффициентом разрыхления, меньшим указанного предела, можно характеризовать как склонный к воронкообразованию. Вероятность образования воронок обрушения не может быть равной нулю.
Справедливость высказанных здесь положений подтверждается многочисленными примерами из практики и экспериментов.
А.И. Коваль отмечает, что образование пустот, зависаний и, наконец, воронок в обрушенном массиве пород резко увеличилось после перехода на одностадийную отбойку в зажиме (ранее применялся вариант двухстадийной отбойки блоков на компенсационное пространство). При этом согласно подсчетам коэффициент разрыхления снизился с 1,354—1,4 до 1,06—1,26.
Другое важное условие, позволяющее значительно снизить воронкообразование в массиве обрушенной горной массы, заключается в равномерном выпуске отбитой руды по площади блоков.
Исследования, выполненные для условий Соколовского железорудного месторождения, показывают, что наиболее приемлем в этом случае одновременный равномерный выпуск отбитой руды из всех блоков, подрабатывающих участок карьера. Хотя это и связано с некоторым осложнением подземных горных работ, но такую схему необходимо стремиться осуществлять во всех случаях подработки участков карьера с обрушением пород. Ho погорно геологическим и иным объективным причинам реализовать изложенную ранее рекомендацию удается не всегда. Поэтому в каждом конкретном случае необходимо выбрать (на основании специальных исследований или использования существующих многочисленных работ на эту тему) такую схему отработки блоков и выпуска руды, которая обеспечивала бы наиболее равномерное перемещение массива обрушенных пород.
Для условий крутопадающих залежей А.И. Коваль рекомендует равномерно-последовательный порядок выпуска из возможно большего количества отверстий при минимальном расстоянии между ними и малых дозах выпуска. При этом скорость выпуска должна быть порядка 4—5 т/м2 в сутки. Выпуск целесообразно начинать от лежачего бока (при больших мощностях залежи), а в на правлении простирания контакт «руда — порода» поддерживать плоским, с углом наклона к горизонту порядка 50°.
В иных условиях оптимальные схемы и режимы выпуска могут быть другими.
Оценка устойчивости откосов бортов и уступов карьеров, попадающих в зоны сдвижения и обрушения пород от подземных разработок, в принципе осуществляется теми же методами, что и обычно. Естественно, при этом следует учитывать некоторое пере распределение сдвигающих и удерживающих усилий и изменение структурных и прочностных показателей массива пород.
Рассматривая вопросы совместной (особенно с обрушением руды и пород) разработки месторождения, нельзя упускать из виду такой важный момент, как контроль за состоянием подработанных массивов пород.
Должен быть проведен комплекс маркшейдерских, геофизических и геомеханических наблюдений за изменениями состояния массивов пород (их напряженного и деформированного состояния, структуры и др.), за развитием пустот, зон сдвижения и обрушения, воронок обрушения, деформаций откосов уступов и бортов и др
Системы разработки с обрушением руды и налегающих пород характерны тем, что образование мощной зоны обрушения (зоны разгрузки) способствуют формированию по периметру обрушенных блоков обширной зоны опорного давления (концентрации напряжений).
Перемещаясь в пространстве (например, по этажу), фронт очистных работ «гонит» впереди себя волну зоны опорного давления.
Если на пути развивающегося фронта очистных работ встречается область опорного давления, созданная другой очистной выработкой, то возникает суммарная стыковочная зона концентрации повышенных напряжений.
Начало взаимного влияния очистных пространств приводит к повышению напряжений в целике между ними до предельных и запредельных уровней, что проявляется в частичном разрушении горных выработок, перемещении зоны повышенной сейсмичности, появлению динамических процессов в массиве.
Многочисленными исследованиями Горного института КНЦ РАН установлено, что указанное состояние стыковочного массива начинается при расстоянии между очистными единицами, равном полусумме их размеров в направлении действия наибольших напряжений (рис. 15.43):
где L1 и L2 — размеры очистных пространств (на рис, 15.43 а1 и а2; h1 и h2),
Дальнейшая отработка стыковочного массива по схемам, аналогичным показанным на рис. 15 43, приведет к резкому повышению напряжений, сейсмической активности массива.
Первостепенной геомеханической задачей в такой ситуации является разгрузка массива стыковочной зоны от нарастающих высоких напряжений. Такая задача в каждом случае решается по-разному. На апатитовых рудниках Хибин она решалась следующими приемами.
На рис. 15.44 показаны план (а) и вертикальный разрез (б) Хибинского массива апатитовых месторождений с местами расположения стыковочных зон.
На Кукисвумчоррском участке максимальные главные напряжения направлены вкрест простирания залежи. Стыковочная зона распространяется здесь до контура отработанного Саамского карьера, а по высоте — до границы вышележащего отработанного (обрушенного) горизонта.
Многовариантными исследованиями на моделях установлено, что в дальнейшем при сохранении фронта и направления подвигания подземных очистных работ (выше дна карьера) на границе с обрушенными породами в висячем боку будет формироваться зона концентрации напряжений, которые вырастут от 60 до 110 МПа.
Однако опережающее развитие очистных работ по лежачему боку приведет напротив к снижению напряжений до 40 МПа и менее. Одновременно с этим увеличивается зона разгрузки.
На Юкспорском и Расвумчоррском участках месторождения направления действия исходных главных максимальных напряжений совпадают с простираниями залежей.
В районе стыковки Расвумчоррского подземного рудника с действующим карьером Центрального рудника ведутся подземные работы на уровне дна карьера. Поэтому задача осложнялась необходимостью сохранения откоса борта в рабочем состоянии.
Последняя задача выполнялась посредством подготовки и отбойки из подземных выработок камеры размерами 75x75x70 м, пересекающей уступы карьера. Руда транспортировалась через карьер (рис. 15.45).
Для разгрузки стыковочной зоны в висячем боку залежи был отбит и обрушен одним массовым взрывом блок на всю высоту этажа
Дальнейшая отработка запасов стыковочной зоны выполняется системой подэтажного обрушения, т.к. применение этажного обрушения привело бы к росту напряжений в стыковочной зоне до опасного уровня (70—80 МПа)
Расчеты и практика показали, что создание защитных зон путем опережающей отработки вырезных лент длиной не менее 60 м и заглубленных на один подэтаж снижает напряжения на верхнем подэтаже в 3—8 раз (рис. 15.46).
Проблема управления напряженно-деформированным со стоянием массивов стыковочных зон возникает и при использовании на подземных очистных работах камерно целиковых систем разработки.
Результаты исследований, выполненных на моделях из оптически-чувствительных и эквивалентных материалов, а также на компьютерных моделях приведены ранее (см. рис. 15 6—15.8 и 15 9—15.17).
Анализ этих материалов показывает, что зоны стыковки между карьером и подземными очистными выработками характеризуются следующими обобщенными параметрами:
• независимо от того, на каком уровне относительно дна карьера находится горизонт подземных камер, они способствуют разгрузке напряжений в борту и устраняют их опасную концентрацию у нижней бровки,
• извлечение камерных запасов приводит к перераспределению напряжений в области совместного влияния карьера и подземного рудника, концентрация их перемещается на между камерные целики, где напряжения в 1,8—2,1 раза больше начального (карьерного), а область изменения напряжений от откоса вглубь массива (зона стыковки) превышает область влияния карьера в 1,7—2,0 раза;
• в непосредственной близости к контуру карьера под горизонтальными площадками и откосами уступов напряжения в потолочных и междукамерных целиках разгружаются до 0,1—0,5 от напряжений вне зоны влияния карьера;
• тектонические горизонтальные напряжения (до 20 МПа) увеличивают высоконапряженную зону стыковки по размерам в 1,5—1,7 раза, по значениям напряжений до 3—4 раз.
Изучение закономерностей деформаций подработанных подземными камерами массивов бортов карьеров выполнено на моде лях из эквивалентных материалов применительно к условиям Зыряновского полиметаллического месторождения
Первая серия экспериментов на моделях имела целью изучение характера обрушения борта карьера, не подработанного подземными работами.
На модели создавали откос борта, соответствующий проектным параметрам Зыряновского карьера.
Обрушение борта вызывали искусственной равномерно распределенной вертикальной нагрузкой, приложенной к поверхности откоса (рис. 15.47). Нагрузку увеличивали ступенчато до образования поверхности скольжения.
Поверхность скольжения борта на моделях появлялась при средней удельной нагрузке P = 0,09+0,1 МПа.
Характер разрушения борта показан на рис. 15.47.
Обращает внимание форма поверхностей скольжения. На моделях ясно видны вертикальные участки поверхности скольжения в верхней части борта, постепенно переходящие в криволинейные в нижней части.
Применительно к условиям рассматриваемого участка борта карьера для сравнения была построена поверхность скольжения по методу Г.Л. Фисенко, она показана пунктирной линией.
Поверхности скольжения, полученные экспериментально, близки к расчетным. Деформация борта показывает, что наиболее значительные напряжения возникают в нижней его части.
Вторая серия экспериментов на моделях предусматривала исследование деформации борта карьера, подработанного подземными выработками.
Модели изготавливали в совершенно аналогичных условиях.
В нижней части борта были образованы пустоты, размеры которых соответствовали имеющим место на Зыряновском руднике параметрам блоков (длина 55—60 м, высота 32—35 м, мощность 40—45 м).
Массив деформировался от равномерной нагрузки на поверхность откоса. Нагрузка на борт увеличивалась также ступенчато до разрушения между камерных целиков и составила P = 0,081-0,084 MIIa. Деформация борта карьера в модели показана на рис. 15.48.
Прежде всего обращает на себя внимание то, что, несмотря на небольшую разницу в удельной нагрузке на поверхность откоса во втором опыте, поверхность скольжения борта не обозначилась. Это объясняется значительным перераспределением напряжений в массиве борта.
Наличие в борту пустот определило концентрацию максимальных напряжений не в районе поверхности скольжения, как это было в предыдущих случаях, а в районе междукамерных целиков и потолочин камер.
Деформация пород началась здесь с оседания кровли камер. Причем если в камере 2, имеющей над собой полную толщу массива, максимальные прогибы кровли приурочены к средней ее части, то в камере I наибольшие оседания кровли наблюдаются у дальней по отношению к откосу стенки (на рис. 15.48 у правой стенки камеры I).
По мере увеличения удельной нагрузки деформация потолочин камер продолжается с образованием разломов и свода обрушения. Вместе с тем интенсивно развиваются деформации пород вышележащей толщи. В междукамерных целиках образуются линзовидные сколы по стенкам. К моменту деформации междукамерных целиков в виде призм разрушения начинается интенсивное трещинообразование в верхней части борта, при этом обозначается слабо выраженный участок поверхности скольжения в нижней его части.
Некоторые выводы из этих исследований можно сформулировать следующим образом.
Деформирование пород в стыковочной зоне при подработке борта карьера камерно-целиковыми системами разработки охватывают область в 2,7—3,0 раза большую, нежели у неподработанного откоса.
Причем слабым звеном в этом случае становятся второй-третий от откоса междукамерные целики, которые деформируются и разрушаются в первую очередь. И этот вывод хорошо согласуется с предыдущим анализом перераспределения напряжений в стыковочной зоне с выделением высоконапряженных участков подработанного массива борта карьера.
Хотя в рассмотренной ситуации устойчивость откоса и борта в целом уменьшилась на 16 %, характер и очередность потери устойчивости отдельных его участков указывают на возможность управления этим процессом.
И, наконец, рассмотрим принципиальные особенности напряженно-деформированного состояния массивов пород в стыковочных зонах при подземной разработке системами с закладкой выработанных пространств.
Проследить влияние закладки камер на изменение напряженного состояния пород в стыковочной зоне можно по рис. 15.49, где изображены изолинии максимальных касательных напряжений τmax по моделям на оптически активных материалах.
Модели M-1 и М-2 соответствуют моменту, когда глубина карьера достигла отметки безопасной толщины потолочины, причем в модели M-1 камеры открытые, в модели М-2 — заполнены закладкой.
Характер распределения напряжений в обеих моделях совершенно одинаковый, хотя имеются различия по величине действующих максимальных касательных напряжений τmax. Наименее устойчив в обеих моделях целик 2, ближайший к нижней кромке откоса борта. Линия действия τmax параллельна откосу борта. При наличии закладки в камерах τmax уменьшается на 1/3 по сравнению с τmax в моделях без закладки. В целике 3 влияние закладки на уменьшение τmax сказывается несколько меньше и составляет 27 %. Однако закладка изменяет, кроме этого, положение потенциальной поверхности сдвижения в целике. Если в модели M-1 угол между вертикалью и направлением τmax равен 65°, то в модели М-2 с закладкой этот же угол составляет 75°. Учитывая, что поворот поверхности действия τmax происходит в сторону горизонтальной оси целика, устойчивость целика при одинаковом значении γН дополнительно возрастает за счет большей величины нормальной составляющей к поверхности действия τmax в модели М-2. Тогда в целом повышение устойчивости целика 3 при наличии закладки возрастет на 37 %.
Все остальные целики, расположенные в борту карьера, как в модели M-1, так и в модели М-2 практически работают на чистое сжатие, и их устойчивость определяется сопротивлением материала целиков на сжатие. Наличие закладки в камерах, не изменяя характера напряжений в целиках, снижает действующие значения τmax. По сравнению с моделью M-I относительное увеличение прочности этих целиков в модели М-2 с закладкой составляет 45—50 %.
Что касается целиков 1, 1а и 1б, расположенных под горизонтальной площадкой (дном карьера), то их устойчивость сомнений не вызывает как при отсутствии закладки, так и при ее наличии. Наличие закладки для этих целиков повышает их устойчивость на 25 %, причем целики в обеих моделях работают преимущественно на сжатие.
Напряженное состояние целиков при углублении карьера до отметки подошвы камер без их закладки и при ее наличии (второй вариант серии «М») воспроизведено на моделях М-3 и М-4 (см. рис. 15.49). Характер напряженного состояния целиков, τmax и положение потенциальной поверхности разрушения в целиках совершенно аналогичны напряжениям в соответствующих моделях M-1 и М-2 с той лишь разницей, что в моделях М-3 и М-4 абсолютная величина τmax увеличивается на 3—5 %, соответственно снижается устойчивость целиков при моделируемых условиях.
Наряду с рассмотренной камерно-целиковой системой при комбинированной открыто-подземной технологии широкое развитие получили различные варианты сплошной подземной разработки с твердеющей закладкой.
Выделяют многостадийные и одностадийные сплошные схемы отработки запасов этажа. При этом для снижения затрат на добычу руды при закладке пустот в определенной последовательности применяют закладочные материалы с различными прочностными свойствами.
В результате отработки слоя, этажа в пределах рудной площади будет сооружен искусственный массив с определенными прочностными и деформационными характеристиками.
Оценивая полученные искусственные массивы с геомеханических позиций, необходимо определить количественные показатели таких важнейших их характеристик, как сплошность, прочность и деформируемость.
В определенных случаях могут иметь существенное значение и другие характеристики искусственных массивов (однородность, степень изотропности, водорастворимость и др.).
Ho во всех задачах ранее перечисленные характеристики являются первостепенными.
Количественные показатели их зависят от свойств используемых закладочных материалов, принятой технологии сооружения искусственного массива и степени добросовестности её соблюдения. Каждая из перечисленных составляющих формирования свойств искусственных массивов характеризуется объективными и субъективными причинами сложности прогнозирования указанных свойств. К таким причинам могут быть отнесены неполнота закладки подземных пустот, различия в компрессионном уплотнении разных видов закладочных смесей, различные водно-физические условия формирования искусственных массивов и др.
При подработке массивов пород в бортах и под дном карьеров системами с закладкой повсеместно возникает задача обеспечения допустимых деформаций откосов уступов и бортов или других горно-технических сооружений, непосредственно контактирующих с искусственным массивом.
В такого рода задачах обобщенным показателем совместного проявления характеристик сплошности, прочности и деформируемости постели рассматриваемой геомеханической системы может быть принят интегральный модуль деформаций массива закладки G.
Возможность такого методического приема при решении геомеханической задачи, а также влияние показателя G на искомые технологические параметры может быть прослежена на следующем примере.
Требуется определить мощность (высоту) барьерного рудного целика между подземными очистными выработками, заполненными твердеющей закладкой, и отработанным затопленным карьером на алмазном месторождении «Мир».
Задача решалась численным методом конечных элементов с помощью компьютерной техники и заключалась в определении напряженно-деформированного состояния вариантов барьерных целиков.
Выделялись участки В, С и E с наибольшей концентрацией напряжений и сопоставлялись с предельно допустимыми их значениями (рис. 15.50).
Решалась упругая осесимметричная задача. Значения физикомеханических свойств пород и руды принимали в соответствии с данными в табл. 15.2.
Итак, принимаем следующие изменяемые параметры:
• мощность предохранительного целика (75 м, 95 м и 115 м);
• относительная податливость (модуль деформации) зоны подземных очистных работ под целиком (0,2 ГПа; 0,02 ГПа; 0,002 ГПа);
• размер отработанной и заложенной зоны трубки под целиком по вертикали (40 м, 100 м и 210 м).
Давление воды на дно карьера составляет 3,64 МПа.
Таким образом, полный комплекс сочетаний указанных изменяемых параметров дает 27 вариантов расчета.
Анализ результатов расчета проводили по состоянию следующих критических точек (см. рис. 15.50):
а) примыкание дна карьера к борту (критическая точка В);
б) центр нижней границы целика (критическая точка Е);
в) точка примыкания верхней границы целика к вмещающим породам (критическая точка С).
В качестве критерия прочности принят момент возникновения в критических точках растягивающих напряжений, т.е. проявление наиболее слабого звена в системе. При этом возможными видами разрушения могут быть следующие: образование вертикальных трещин на контакте целик — вмещающие породы (точки В и С); отслоение, образование трещин и обрушение в очистное пространство пород в центральной части целика (точка Е). По трещинам возможно проникновение воды, приводящее к нарушению нормального режима безопасности подземных работ.
Для каждого варианта расчета были определены значения минимальных напряжений в критических точках и корреляционная зависимость от независимых параметров.
Корреляционный анализ позволил установить, что на прочность целика во всех случаях оказывает влияние интегральный модуль деформации отработанного (и заложенного) очистного пространства. Ho наиболее сильно он влияет на напряжения в точке Е, характеризующей устойчивость нижней части целика.
Мощность целика M сильнее всего влияет на напряжения на верхней поверхности целика, определяя вместе с модулем E возможность появления на ней трещин.
Итак, используя полученные результаты, выбираем минимальную мощность целика следующим образом.
Составляем линейную аппроксимацию полученных зависимостей (рис. 15.51). Используя их и считая, что отсутствие растягивающих напряжений гарантирует от образования трещин, по графикам получаем: при значениях модуля деформации заложенного массива 0,002—0,02 ГПа мощность целика составляет 85—95 м (см. рис. 15.51).
Повышение модуля G до 0,2 ГПа (рис. 15.52, а) позволяет снизить мощность целика до 40—45 м. Однако добиться такого уровня модуля G технологически затруднено.
Напряжения в критической точке в центре нижней поверхности целика зависят в основном от модуля деформации закладки, что иллюстрируется рис. 15.52, б. Видно, что растягивающие напряжения в этой точке сохраняются во всем диапазоне исследованных мощностей, т.е. от 75 м до 115 м. При значениях модуля деформации G≥0,1 МПа нижняя часть целика становится устойчивой независимо от мощности целика.
Следует заметить, что гарантией от образования трещин принималось полное отсутствие в критических точках растягивающих напряжений. При строгом подходе следовало сравнить появившиеся в этих точках растягивающие напряжения с пределом прочности пород на разрыв (растяжение). В этом случае минимально допустимая мощность барьерного целика будет несколько меньше. Однако, учитывая невысокие прочностные характеристики кимберлитов, эта поправка к полученной мощности целика будет незначительной.
Таким образом, результаты решения задачи показывают на определяющее влияние интегральных деформационных характеристик искусственного массива, сооружаемого последовательной закладкой очистных единиц на геомеханические процессы и принимаемые на их основе технологические, экономические и организационные решения.
Это следует учитывать как при проектировании, так и при выборе технологии очистных работ ибо, если при решении приведенной ранее задачи показатель интегрального модуля деформаций выступал в категории изменяемого параметра, то при эксплуатации месторождения он может перейти в категории фиксированных исходных данных, что существенно снижает возможности управления ситуацией.
- Деформации массивов пород в масштабах месторождений
- Управление деформированием подработанных массивов пород в зонах совместного влияния карьера и подземных выработок
- Некоторые положения механизмов деформирования и разрушения пород
- Неоднородность массивов горных пород
- Естественные поля напряжений в массивах горных пород
- Системы с искусственным поддержанием очистного пространства
- Системы разработки с естественным поддержанием подработанной толщи пород
- Системы разработки с обрушением руды и пород
- Особенности инвестирования строительства подземного рудника
- Особенности технологий подземных горных работ при комбинированной разработке руд