автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.03, диссертация на тему:Обоснование безопасных параметров и эффективной технологии выработки подкарьерных сводов в зоне влияния подземных горных выработок

Міністерство освіти України Криворізький гірничорудний інститут

РГ6 од

•’ ■ ■

І; І'-'"

На правах рукопису

Храпко Олег Іванович

УДК 622. 271. 326

Обгрунтування безпечних параметрів та ефективної технології відпрацьовки підкар’єрних целіків у зоні впливу підземних гірничих виробіток

Спеціальність: 05. 15. 03 - Відкрита розробка родовищ корисних копалин

05. 15. 02 - Підземна розробка родовищ корисних копалин

Автореферат на здобуття наукового ступеня кандидата технічних наук

Науковий керівник доктор технічних наук, професор Щелканов ВА.

Кривий Ріг - 1993

Робота виконана у Криворізькому гірничорудному

інституті

Науковий керівник - доктор технічних наук, професор Щелканов В.О.

Офіційні опоненти: академік АГН, доктор технічних наук, професор, Ю.П. Астаф’св, кандидат технічних наук В.Р. Чорнокур

Ведуче підприємство - Інститут “Кривбаспроект”

Захист дисертації відбудеться 1993 р. о /У годині на засіданні

спеціалізованої Вченої Ради д~ 068. 11. 01 при Криворізькому гірничорудному інституті за адресою: 324027, м. Кривий Ріг, вул. XXII партз’їзду, 11, КГРІ.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці інституту

Автореферат розісланий 1993 р.

Учений секретар

спеціалізованої Вченої Ради, кандидат технічних наук_ професор ^ і ЛіД—

Г.Т. Фаустов

Актуальність роботи. Оцінка сучасного стану та перспектив розвитку сировинної бази Кривбасу дозволяє відзначити все більш поширене спільне використання відкритих та підземних робіт для відпрацьовки запасів багатих руд і магнетитових кварцитів у межах одного родовища. Практично всі крутопадаючі родовища з глибиною поширення більше 500 м можуть відпрацьовуватись тільки відкритим та підземним способами. Тому пошук оптимальних технологічних схем спільної відкриго-підземної розробки, що забезпечують зниження шкідливого впливу гірничих робіт при збереженні досягнутих обсягів виробництва і високих техніко-економічних показників, € важливою народно-господарською проблемою (1,2).

У практиці Кривбасу часто зустрічається комбінований спосіб з випереджаючою підземною відпрацьовкою багатих руд (рудники ім, Р. Люксембург, XX партз’їзду, Ілліча, Дзержинського) і наступною відкритою розробкою магнетитових кварцитів у зоні зсовування підземних рудників (кар’єр №1 ЦГЗКу, “Першотравневий” ПГЗКу, “Північний” ш. “Гігант-Глибока”, №3 НКДГЗКу та ін.). Аналогічний досвід має Норильський ГМК, Леніногорський ГМК, Високогірський та Бакальський рудники.

■ У зв’язку із значним розривом у часі між підземними і відкритими роботами доступ до целіків, що залишились, значно затруднений, їх стан не піддається контролю з підземних гірничих виробіток через їх порушення і, як наслідок, виробництво відкритих робіт у зоні впливу підземних пустот пов’язане з додатковою небезпекою та істотними витратами.

Таким чином, удосконалення технології відкритих гірничих робіт у зоні впливу підземних пустот при створенні безпечних умов праці є актуальним науково-технічним завданням, що викликає науковий і практичний інтерес.

Дисертаційна робота виконана у відповідності із комплексною цільовою програмою “Кривбас-90”.

Мета дисертаційної роботи - підвищення ефективності та безпечності відкритих гірничих робіт при відпрацьовуванні запасів у зоні впливу підземних пустот.

Ідея роботи. Підвищення ефективності та безпечності відкритих гірничих робіт у зоні впливу підземних пустот забезпечується комплексним урахуванням і застосуванням геоме-ханічних та технологічних факторів при обгрунтуванні параметрів підкар’ерного целіка і засобів його відпрацьовки.

Наукові положення, захиїттувані автором. '

1. Параметри целіка (потолочини) між підземною виробіткою і діючим забоем на робочому борту кар’бра визначаються з урахуванням впливу технологічних та геоме-ханічних факторів змінення глибини залягання у міру просування робіт, способу навантаження транспорту, що застосовується, технології підземних робіт, змінної міцності порід у межах целіка, міцності та кута падіння покладу.

2. Технологічна схема в зоні впливу підземних виробіток включає способи виробництва відкритих гірничих робіт поблизу контурів целіка, методу його погашення та комплекс заходів по контролю за станом підземних пустот.

3. Вибір параметрів буро-вибухових робіт при масовому обвалюванні підкар’єрного целіка провадиться з урахуванням двох паралельних площин оголювання в торцях свердловин, а також необхідності повного заповнювання порожнечі обваленими породами.

Певність наукових положень, висновків і рекомендацій, що містяться у роботі обгрунтована доброю узгодженістю теоретичних, експериментальних та натурних даних що отримані з використанням сучасних наукових методів досліджень; позитивним! наслідками промислових випробувань нових технологічних схем у кар’єрах ЦГЗКу т: НКДГЗКу, одержаним економічним ефектом.

Наукова новизна роботи: .

- вперше розроблена методика визначення безпечних параметрів целіка під робочи.ч бортом кар’вру в зоні впливу непогашених гірничих виробіток;

- встановлена залежність безпечної товщини підкар’ерного целіка від гірничогеологічню та технологічних факторів;

- розроблена класифікація рудних покладів під робочим бортом кар’єру з використання\ методик розрахунку безпечних параметрів підкар’єрного целіка;

- запропонована удосконалена методика розрахунку параметрів буро-вибухових робіт при погашенні підкар’єрних целіків.

Практичне значення роботи полягає у створенні нових технологічних схем відпрацьовкі запасів у зоні впливу підземних порожнин і засобів погашення потолочин, що забезпечують підвищення ефективності та безпечності гірничих робіт.

Фактичний економічний ефект від впровадження результатів дослідження становить 49Ї тис. крб.

Методика послшжень. У роботі використаний комплексний метод, що включає аналі: літературних і патентних матеріалів, теоретичні дослідження, фізичне моделювання н: еквівалентних матеріалах та математичне - на ЕОМ, лабораторні та дослідно-промислов експерименти.

Реалізація результатів досліджень.

Результати досліджень впроваджені Новокриворізьким ДГЗКом, а також використан інститутами “Південгіпроруда”, “Кривбаспроект”.

Апробація роботи. Основні положення та результати роботи доповідались на НТР ДПС Південрудпрому, науково-технічних конференціях КГРІ, НДГРІ, АГН України.

Публікації.

За темою дисертації опубліковані 18 робіт, одержані 4 авторських свідоцтва.

Структура та обсяг роботи.

Дисертація складається із вступу, 4-х розділів та висновків, містить у собі 123 сторінкі машинописного. тексту, у тому числі 35 малюнків, 8 таблиць, список використаню літературних джерел зі 117 найменувань та 4 прикладки.

ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

Дослідження по відпрацюванню рудних покладів відкритим способом у зоні вплив} підземних пустот, що забезпечують підвищення ефективності та безпечності, провадилі акад. Ржевський В.В., акад. Малахов Г.М., професори Казікаєв Д.М., Щелканов В.А. Астаф’єв Ю.П., Новожилов Г.М., Дриженко А.Ю., Четверик М.С., Борисенко С.Г., Шнайдер М.Ф. та інші вчені. Аналіз виконаних робіт показав, що основні напрями удосконаленні технології відпрацьовки запасів у зоні впливу підземних пустот мають поєднувати сучасн

методики розрахунку безпечної відстані від пустоти до робочого забою у кар’єрі з новими, більш ефективними, способами розбурювання та зривання потолочини, а також із комплексом заходів по контролю за станом порід.

Встановлено, що за останні роки технологія відпрацьовки підкар’єрног о целіка не зазнала істотних змін, а методика розрахунку безпечної товщини потолочини не враховує багатьох специфічних факторів (зміна товщини потолочини від глибини залягання пустоти, залежність середньої міцності порід потолочини від ії товщини, можливість регулювання навантаження від обладнання та вибухових робіт, а також неможливість контролю за станом порожнин з підземних виробіток) і визначається для кожного підприємства на основі наукових досліджень. У даній роботі покладено за мету підвищення ефективності га безпечності відкритих гірничих робіт при відпрацюванні запасів у зоні впливу підземних пустот за рахунок комплексного урахування і застосування гірничо-геологічних та технологічних факторів.

Для досягнення покладеної мети сформульовані такі науково-технічні завдання:

- встановити гірничо-геологічні особливості родовищ Кривбасу і гірничих робіт при відпрацюванні запасів відкритим способом в зоні впливу підземних пустот;

- розробити методику розрахунку безпечної товщини потолочини, що враховує гірничо-геологічні та технологічні особливості ведення відкритих та підземних робіт, поєднаних в одній вертикальній площині;

- визначити залежність безпечної товщини потолочини від гірничо-геологічних факторів (глибина розташування пустоти), її довжина і кут падіння, міцність руд та вміщуючих порід, типу вантажно-транспортного обладнання у кар’єрі і т. д.;

- розробити методику розрахунку параметрів БВР при масовому обваленні підкар’єрної потолочини, що враховує специфічні вимоги до заповнення пустот і роздріблювання масиву;

- розробити та випробувати нові, більш ефективні технологічні схеми відпрацьовки запасів понад пустотами, що забезпечують зниження витрат та підвищення їх безпеки.

При спільному заляганні різнотипних руд, які відрізняються вмістом корисних компонентів, перевага віддається більш цінній сировині. Тому у Кривбасі та інших гірничорудних басейнах у першу чергу в експлуатацію підземним способом залучаються поклади природнобагатих руд, що розташовані у межах рудоносної зони. Використання при підземному видобутку багатих руд систем розробки з масовим обвалюванням /З/ спричиняє підпрацьовку запасів магнетитових кварцитів, що потрапляють у зону зсуву. Використання ж камерних систем дозволяє надалі відпрацьовувати магнетитові кварцити кар’єрами, розташованими V зоні впливу підземних пустот, але потрібне використання специфічних технологічних схем, що враховують вплив підземних виробіток /4,5/.

Під потолочиною при комбінованій (підземно-ііідкритіїіі розробці розуміємо відстані, по вертикалі понад підземними пустотами, за межами якої здійснюється безпечне ведения відкритих гірничих робіт з дотриманням заходів по контролю за стійкістю порід.

Технологічна схема відкритих гірничих робіт у зоні впливу підземних виробіток включає:

- визначення параметрів підкар’єрного целіка;

- технологію гірничих робіт поблизу меж целіка;

- вибір схеми розбурювання і параметрів БВР при масовому обвалюванні целіка;

- технологію робіт у зоні пустот, що заповнені обваленими породами.

Розрахунок безпечної відстані від робочого забою у кар'єрі до підземної пустоти, на відміну від відомих методик проф. Б.Г1. Юматова (Норильський ГМК), проф. Казікаєва Д.М. (Леніногорський ГМК) та інших, пропонується провадити з урахуванням відсутності певних даних по збереженню міжкамерних целіків, зміни відстані від робочих забоїв у кар’єрі до пустоти в міру просування робочого боргу кар’єру, кута нахилу борту кар’єру у робочій зоні та граничному положенні місця розташування пустоти відносно меж кар’єру (під дном, робочим або кінцевим бортами), міцності рудного покладу та довжини кар’єру, форми підкар’ерного целіка, що дозволяє з пеішою мірою безпечності наближатися до пустоти, що змінюється в залежності від товщини целіка, міцності руд, вміщуючих порід та ін.

Особливо актуальні ці дослідження для Валявкінського та Скатеринінського родовищ багатих руд, розташованих під північно-східним та східним бортами кар’єру №3 НКДГЗКу /7, 10/. Підземним способом шахтами РУ ім. Ілліча відпрацьовані поклади багатих руд, потужність яких коливається від 2-3 до 25-30 м.

Кут падіння вимірюється від 0 до 90 градусів. Коефіцієнт міцності руди за шкалою проф. М.М. Протод яконова = 3-6. вміщуючих порід - від 6-11 (безпосередня покрівля) - до 2-3.

Глибина затягання - від 10-25 до 150- 180 м.

Основні обсяги підземних робіт виконані у період з 1958 по 1981 р. Відпрацьовка покладів провадилась камерно-стовповою системою, системою підгіоверхового обвалювання (варіант - “камера понад дучкою”) /17/. Параметри камерно-стовпової системи: ширина камери - 6-8 м, ширина МКЦ - 2-3 м, довжина - до 25-30 м.

До складу очисного блоку входили 2-4 камери. Поміж блоками був залишений целік 'завширшки 4-8 м, по падінню також розташовувались стрічкові целіки завширшки 8-10 м, що найбільш збереглися. На виходах рудних покладів під наноси спостерігається вихід вирви обвалювання. Після відпрацьовки покладів камерними системами залишились непогашені пустоти. Збереження стійкості підпрацьованих порід пояснюється малим прольотом камер, регулярним залишанням целіків, які частково зберегли стійкість, а також наявністю у безпосередній покрівлі міцних шарів магнетитових кварцитів. Підходу до відпрацьованих камер немає.

Проектом реконструкції НКДГЗКу, складеним інститутом “Південгіпроруда”, передбачене розширення на 100-150 м контура кар'єру N»3, при цьому 28-30% верхніх горизонтів північно-східного та.східного бортів кар’єру знаходяться у зоні впливу підземних пустот. Гірничі роботи у зоні впливу підземних пустот провадяться екскаваторними заходками завширшки 17-26 м, висота уступу - 12-15 м. Визначення місця розташування і стану пустот провадиться бурінням розвідувальних свердловин.

Аналіз гірничо-геологічних особливостей цих родовищ дозволив встановити зміну потужності, кута падіння та глибини залягання ділянок багатих руд на кожному з гірннчо-ге-ологічпнх розрізів, описаних емпіричними формулами (табл. 1).

Зміна гірничо-геологічних умов рудних покладів під північно-східним та східним бортами кар’єру №3 НКДГЗКу (поширеність ділянок з “і„ властивостями на “п„ розрізі від загальної довжини покладів на даному розрізі), %

Таблиця 1:

Борт кар’єру, рудний поклад Умови залягання рудних тіл Емпірична залежність Коефіцієнт варіації

Східний борт,Ва- лявкінська сінкліналь Поширеність ділянок: -потужністю меньш 5 м -з кутом падіння <45° -залягаючих на глибині >50 м /*=1^/(4033^-0,28? Л = |\Іг2315/(ЗІ6-МО ^=^/(0,0182/^-0,184 0.92 0.84 0.97

Північно- Східний борт, Єкатеринін- ська сінкліналь Поширеність ділянок: - потужністю <5 м, - з кутом падіння <45°, - залягаючих на глибині >50 м, Змінення середньої міцності потолочини від її товщини. 6= 25,7+3,09 * Ю'15- л/8 5лв= 31,4+7,19 *І0"15’ л/*5 л/р/0,07л/р-3,79 ісПр = и0Да-2.ІІ? 0.91 0.81 0.79 0.9

Примітка: Мр - номер геологічного розрізу. •

Отримані залежності використані для прогнозування гірничо-геологічних умов і сталі обгрунтуванням для розробки класифікації рудних покладів Валявкінського та Єка теринінського родовищ /17/. Усі поклади за кутом падіння поділені на 4 класи, а за умовам залягання - на 3 групи, кожна з яких ділиться ще й за умовами стійкості на два типу (Таблица 2).

У зв’язку із значним, 10-12 років і більше, розривом у часі між підземними та початко відкритих робіт, ускладнене визначення стану міжкамерних целіків, тому пр відпрацюванні відносно коротких (стовпоподібних) покладів за проліт пустот пропонується приймати довжину камери по падінню, що забезпечує додатковий резер безпечності, так як вона у 1,5 - 3 рази перевищує ширину камери по простяганню. Потолс чина розглядається як балка-плита, защемлена по торцях, або, при більшій потужнос покладу, - як ламаної форми балка-рама//17, 22/. Безпечна товщина потолочини визнач; ється з умови:

Й-Ці [«V—], (!)

Схема до визначення параметрів підкар’ерного целіка

&)

а - при,/ 45°; б ~ при 0° *-оі 45а.

1 - рудний поклад; 2- відпрацьована камера; 3 - граничний борт кар’єру; 4 - робочий борт кар’єру; 5 - межа підкар’ерного целіка; 6 - межа целіка з урахуванням змінної глибини залягання.

Мал.1

, де Мі - згинаючий момент у і-тому перетині потолочини ( мал. 1); б і - максимальні розтягаючі напруження у і-тому перетині потолочини; \¥і -момент опору у і-тому перетині, що дорівнює для потолочин завширшки 1 м

\¥і = Ь2пі / 6 (2)

тут Ьпі - висота (товщина) потолочіни в і-тому перетині балки;

[бра-ст.-] - припустиме напруження порід на розтягнення,

[бГраст] = 100 І^з / Ко (3)

де - коефіцієнт міцності порід за шкалою проф. М.М. Протод’яконова, Кз = 2 -коефіцієнт запасу, Ко = 0,5 - коефіцієнт структурного ослаблення порід покрівлі.

Таким чином, допустима товщина потолочини в і-тому перетині за виразом

ІІПи 6 /Мі/ / / £> раст/ (4)

Враховуючи особливості гірничих робіт, величина згинаючих моментів, отже і товщина

потолочини визначається у 3-х найбільш несприятливих перетинах: у середині прольоту, у нижньому та верхньому торцях пустоти.

Вихідні дані для розрахунку товщини підкар’єрного целіка в конкретних гірничо-геологічних умовах визначаються по поперечних розрізах. При цьому встановлюється середньозважені значення елементів залягання ( ^ » <^> £ > У ) , а та-

кож визначаються зовнішні навантаження (вага технологічного гірничо-транспортного обладнання (Р), динамічного навантаження від вибухових робіт (Р), власна вага пухких ( <^. н ) і скальних порід ( ^ н ).

Для визначення згинаючих моментів в 6-й найбільш характерних точках потолочини :кладємо схему канонічних рівнянь:

сГі.і ОС і + (/і.а • ОС а, сГі.з Хз •+ а ІР = О

- бгл а і +сГг,2 хг +сІ2.з Х і + д2Р= О

Ді хі +сГз г .X а+(Гз.з хз +лЗР=0 (5)

Коефіцієнти (Ті. , Ги А Рі- визначаються розрахунком, що приведений у методиці.

5відси визначимо згинаючі моменти у характерних точках. Для найбільш небезпечного

іеретину (на середині похилого прольоту камери), (див. мал. 1) одержано вираз

Мк= ()• - ї'п •

(6)

Розрахунок згинаючих моментів провадиться за блок-схемою на ЕОМ.

Шляхом послідовного змінення технологічної відстані між діючими забоями в кар’єрі та ідземною пустотою (Нз) визначається мінімально-припустима товщина потолочини (ііп) умови 4.

При відпрацюванні родовищ із змінним кутом падіння та міцністю покладу (Ва-явкінська, Катерининська сінкліналі) на окремих ділянках підкар’єрний целік утримується ише на 2-х підпорах.

У цьому випадку згинаючий момент у загальному вигляді визначається за формулами при 0< 1п

Мінімально допустима товщина потолочини розраховується з умови (1).

Відомо, що максимальні напруження в балці, що лежить на 2-х підпорах, виникають на середині прольоту. В міру наближення до торців балки згинаючий момент зменшується до нуля. Тому і товщина балки розраховується по максимальних розтягуючих напруженнях,' діючих у центральному перетині і приймається однаковою по всій довжині. У балці, защемленій по торцях, максимальний згинаючий момент та напруження знаходяться в місцях її защемлення. Товщина балки-плити розраховується за викладеною методикою, виходячи з максимально допустимих напружень і приймаються найбільші значення целіка.

Залежність товщини запобіжної потолочини з жорстким закріпленням торців від середньої міцності порід, похилого прольоту пустоти, кута падіння покладу та глибини залягання виконані на ЕОМ “Агат” за складеною програмою для таких умов: Р = 380 г

(вага екскаватора), Уп = 1,8 т/м3; Уп = 2,5 т/м3; Нн = 20 м; і ср.= 3+15; Нз = 4-Н60 м; 1л =

1 +-70 м; Ко = 0,5; Кз = 2.

Математичне моделювання на ЕОМ дозволило встановити, що безпечна товщина підкар’єрного целіка (потолочини) залежить від прольоту пустоти, міцності налягаючих порід, глибини залягання.

Із збільшенням глибини зростає товщина потолочини у зв’язку із ростом власної ваги, що дозволяє визначити її дискретно в різні періоди, у міру зниження глибини гірничих робіт у кар’єрі. Із зростанням міцності порід та кута падіння товщина потолочини зменшується (мал. 2).

З метою підвищення безпечності гірничих робіт розрахунок мінімально-припустимої потолочини (підкар’єрного целіка) провадиться для найнесприятливих умов: по краях пустоти - як балки, защемленої по торцях; у середній частині прольоту - як балки, лежачої на двох опорах. Форма потолочини вибирається з технологічних міркувань шляхом наближення робочого борту кар’єру на безпечну відстань з врахуванням кута нахилу борту і уступів.

Побудова потолочин понад відпрацьованими покладами провадиться з урахуванням кута падіння та потужності покладу. _

Для пустот з кутом падіння о(. 45° і потужністю т < у І товщина потолочини

приймається такою, що дорівнює розрахунковій та відкладається вертикально вгору від крайньої та середньої точок прольоту пустоти (мал. 2). Верхні точки потолочини по 3-х перетинах (Ііпі, Ііп2 , Ііпз), з’єднуються між собою. Для пустот з кутом падіння ? 45° і потужністю покладу т у початково виконується розрахунок товщини потолочини

Залежність безпечної товщини підкар’єрного целіка від гірничогеологічних умов

С т. = ю м, / - зо0 )

1 - П ^прї г £0 М, / = о;

2 - Р(М-і) ПР« - 30 “і У" =

при » 50 м, - ЗО к.

Мал. 2

одержане значення порівнюється з горизонтальною потужністю (Я?г). Для побудови іриймається найбільша величина.

За даними акад. Г.М. Малахова товщина потолочиш! при підземній розробці :рутопадаючих покладів багатих руд Кривбасу приймається такою, що дорівнює

0,5 т 1,2 Ш г. Для середніх умов пропонується приймати Ип :>№.

Якщо розрахункове значення Ііп >, п\г , то воно приймається до реалізації і на юзрізах відбудовуються контури підкар’єрного целіка. '

Товщина потолочини понад рудними покладами із змінними кутами падіння визначаєть-:я для кожної ділянки з постійним кутом, бо у точках перетину звичайно лишаються )хоронні целіки.

З метою оцінки вірогідності розрахункових даних проведено лабораторне моделювання ш еквівалентних матеріалах умов підпрацьовки породного масиву під час виймання камерними системами магнетитових кварцитів /19/.

Поклади магнетитових кварцитів розташовані у 200-240 м від зони багатих руд (ЦГЗК -ім. Комінтерна, К. Лібкнехта, Кірова, РУ Дзержинського). Породи подані різного типу шанцями міцністю 7-10. Стійкість вміщуючих порід від середньої до високої (проектна їлоща відслонення в очисних камерах сягає 2,5 - 3,0 тис.м3). _

Застосовуючи розроблену методику, виконані розрахунки безпечної товіЦини потолочиш для таких умов: міцність порід (середня) - 8, похилий проліт камери 125 та 250 м, кут тадіння - 42-45°, відстань між зоною багатих руд (кар’єром) та очисними камерами в сварцитах - 200-240 м. При похилому прольоті відслонення 125 м розрахункова мінімальна товщина потолочини становить 192 м, з урахуванням наступного заповнення зони обвалювання вскришнимн породами та додаткової їх ваги товщина потолочини зростає до 119 м. При збільшені похилого прольоту до 250 м мінімально припустима товщина целіка ібільшилась до 250-300 м.

При моделюванні процесів деформацій і напруження стану порід, викликаного цими ;еформаціями, визначальними критеріями подібності при підборі еквівалентних матеріалів 5ули : У - об’ємна вага, - межа стійкості на стиск, Е -модуль пружності,9'

соефіцієнт Пуасона, ^ - кут внутрішнього тертя. Окрім перелічених критеріїв, визнача-

юсь відношення У М \ ^І для різних гірничих порід.

Еквівалентний матеріал складається з подрібнених чавуну, графіту, річкового піску. Як ;получний матеріал застосовується парафін. Складові частини еквівалентного матеріалу, <рім парафіну, завантажуються у змішувач, де старанно змішуються до однорідної маси і тідігріваються до температури 130 -150° С. У підігрітий матеріал додається необхідна •сількість парафіну, який на протязі 5 хвилин змішується з підігрітими компонентами. Одержана маса укладається в модель тонкими шарами з наступним їх укочуванням.

На першому етапі відпрацювали камеру з прольотом відслонення 120-125 м, що не призвело до порушення стійкості налягаючих порід.

Далі збільшили похилий проліт відслонення порід висячого боку до 250 м, що призвело ю самообваліошішш порід аж до денної поверхні.

Таким чином, моделювання на еквівалентних матеріалах, виконане на плоскому стенді, підтвердило розрахункове значення максимально припустимого прольоту відслоненім та товщини підкар’ерног.і целіка. Це дозволяє рекомендувати запропоновану методику для

визначення товщини бар’єрного підкар’єрного целіка при відкрито-підземній розробці залізорудних родовищ Кривбасу та інших родовищ з аналогічними умовами.

Погашення підкар’єрного целіка може провадитись шляхом обурювання з кар’єру або підземних виробіток з паралельним або віяльним розташуванням комплекту глибоких свердловин. При відносно великій товщині потолочини (до 40-50 м) параметри БВР мають визначатись з умов роботи зарядів ВР у затиснутому середовищі, а також із врахуванням наявних пустот.

За віяльною схемою розташування свердловин у кожному з шарів, що відбиватимуться, необхідно визначити оптимальну кількість одночасно висаджуваних рядів свердловин із врахуванням застосованого типу ВР.

З метою виконання вказаних завдань зроблені експериментальні дослідження в лабораторних та промислових умовах /20,21/. При виборі типу ВР в промислових умовах були досліджені: грануліт АС-8, грамоніт 79/21 та ігданіт. За критерій працездатності ВР прийнятий обсяг вирви руйнування при вибуху стандартного шпурового заряду, орієнтованого перпендикулярно вільній поверхні. Оптимальна глибина закладання заряду діаметром 40 мм дорівнює 35-40 сішп- ■

Дослідами підтверджений відомий принцип пропорційності між концентрацією енергії ВР та обсягом руйнування, який сформульований проф. Капленко Ю.П. Дослідами також встановлено, що із зростанням концентрації енергії у шпуру в 2,5 рази, глибина вирви зростає на 15-25%. Менше значення глибини вирви відноситься до гірських порід з більш високими міцностними властивостями.

Для визначення оптимальної кількості рядів свердловин, висаджуваних при відбиванні руди у затиснутому середовищі, виконувались лабораторні досліди з використанням моделей, виготовлених з еквівалентних матеріалів. Масштаб моделювання - 1:40. Як заряд застосовувався детонуючий шнур та скляні трубки, заповнені ТЕНом.

Натуральний матеріал - рудо-цементна суміш, стискаюче середовище - граніт середньої та крупної фракцій. Граничне відношення товщини відбитої руди (Ур) та стискаючого матеріалу (Ус) - 0,7. В процесі змінювали товщину відбитого шару, коефіцієнт міцності моделюючої руди та відносний обсяг компенсаційного простору. В результаті досліджень встановлені зміни якості подрібнення руди в залежності від відношення Ур : Ус та кількості висаджуваних рядів свердловин при відбійці вертикальних шарів. Краще подріблення досягнуте при кількості висаджуваних рядів від 2 до 4, що підтверджується практикою Першотравневого РУ /3/ Результати моделювання відбійки у затиснутому середовищі використані при визначенні параметрів БВР для обвалювання потолочин завтовшки 30-35 м над пустотами, частково заповненими породами.

В залежності від гірничогеологічних умов і товщини потолочини (підкар’єрного целіка) можливі декілька технологічних схем погашення підкар’єрного целіка (потолочини), які відрізняються способами обурювання та вибуху заряду ВР, у тому числі: з обурюванням кар’єрними верстатами і висаджуванням за звичайною технологією; те ж, але із зворотним ініціїруванням заряду ВР; з обурюванням з підземних виробіток верстатами НКР -100 м; з комбінованою схемою обурювання та висаджування.

Аналіз досвіду проведення масових вибухів у кар’єрах НКДГЗКу дозволив встановити вплив гірничо-геологічних умов на параметри БВР. Найбільш несприятливий вплив вияв-

Технологічні схеми гірничих робіт у зоні впливу покладу з кутом падіння < 45", що залягає у стійких породах

/-Ьп^Нк

а. Нп

А)

1 - підземна камера. 2 - контур неоез-ітечної зони. З - межа потолочпни. 4 - лінія наносів. 5 - денна - поверхня. 6 -

розвідувальна, контрольна свердловина. '■ 7 - робочий борт кар'єру. 8 - виоу-ховісвердлошінн. 9 - відкоректпрувана межа потолочпнп після видалення напосів. 10 - граничний контур кар'єру.

О О О С> О О О О о

. О О 0 0 о о о о о о

4. т -Л —£ і ч =і- гН -1

УГҐ ҐҐҐГ'

о о о о

°о

°о о о

со у

0 о

01

0 о оо .о. опо.оло

оооооооуро

о

)

о

0

1

с

>

0

1

}°

о

-у-

Мал. З

яють: міцність порід та висота обваленого масиву. Заданий ступінь подрібнення забезпе-іується за рахунок згущення сітки свердловин (питома вага ВР коливається від 0,6 до 1,2 :г/м3) і збільшення перебуру до 3,0 - 3,5 м.

Розрахунок параметрів БВР при обваленні пустот свердловинами з кар’єру має ряд юобливостей:

1) обвалювання відбувається на дві відслонені поверхні у торцях зарядів ВР;

2) основною вимогою є порушення несучої здібності потолочини та повнота заповнення іустоти, тому можливе формування оконтурюючих пустоту лінійних зон руйнування;

3) якість подрібнення масиву, що обвалюється, не впливає істотно на вибір параметрів 5ВР.

Проведені в кар'єрі №3 НКДГЗКу спостереження за посадкою потолочин та їх аналіз іозволяють запропонувати такий порядок розрахунку параметрів масових вибухів потолочин:

1. По геологічних розрізах визначається похила довжина (проліт) підземної камери (£). Ширина ділянки, що обрушується (&) , визначається за маркшейдерськими планами гірничих робіт і обмежується поздовжніми (міжблоковими) целіками, або потребами нормального просування фронту робіт.

2. За пропонованою методикою розраховується мінімально допустима товщина потолочини (Ьп) та визначається контур очікуваної вирзи обвалювання. '

Якщо висота Ьп перевищує технічні можливості бурових верстатів, що застосовуються в кар’єрі, то вибирається комбінована схема розбурювання (з кар’єру та підземних виробіток).

Обсяг вирви обвалювання при горизонтальному заляганні може бути визначений як об’єм піраміди.

3. Обчислюються параметри БВР з врахуванням торцевого впливу заряду за методикою проф. Капленка Ю.П. Виробництво відкритих гірничих робіт у зоні впливу підземних пустот внаслідок специфічних особливостей має виконуватись лише за спеціальним проектом, який містить технологію погашення пустот та комплекс заходів по безпечності робіт.

В залежності від гірничо-геологічних умов, відображених у класифікації (таб.2), розроблено два методи визначення безпечної відстані від підземної пустоти до робочого забою в кар’єрі, складені блок-схема та програма реалізації завдання на ЕОМ. Запропоновані дві принципово різні технологічні схеми відкритих гірничих робіт у зоні опливу підземних пустот:

перша - для ділянок, де параметри підкар'єрного целіка не виходять за межі корінних' порід (мал. За) і

друга - для ділянок із параметрам» потолочини, що виходить у наноси (мал, 36).

Як бачимо з наведених технологічних схем, для конкретних умов після розрахунку параметрів безпечної зони та виносу її на поперечних розрізах, передбачається видалення пухких та скальних порід за межі небезпечної зони, далі - розбурювання та обвалювання целіка із заповненням пустоти породами. При цьому виконується спеціальний комплекс заходів по контролю за безпечністю умов праці робітників.

Розглянемо приклад технології відпрацьовки ділянки північно-східного борту кар’єру №3 НКДГЗКу у вісях 59 +• 66 підземного рудника. Наявність пустоти та їх параметри підтверджені розвідувальними свердловинами №17, №74. Довжина покладу за простяганням 55 м, ширина (за падінням) 24-35 м, кут падіння від 3-8 до 65-80°, середня потужність 5 м. Коефіцієнт міцності порід від 1 - 2 у верхній зоні - до 6 - 8, у безпосередній покрівлі нижнього покладу. Ділянка покладу, що виходить під наноси, заповнена обваленими породами. Технологічною схемою передбачене видалення наносів драглайном СШ 6/45, після чого з ділянки поміж небезпечними зонами провадиться розбурювання целіка верстатами ВБШ-250 Мн. При виконанні робіт передбачаються такі заходи:

- екскаватор та бурові верстати встановлюються за межами небезпечної зони, яка винесена на поверхню та одгороджена спеціальними знаками;

- подача залізничних потягів під навантаження провадиться бумпкарами вперед;

- фактичний стан підземних пустот контролюється геофізичними методами, акустичним прослуховуванням та сигналізаторами обвалення;

- буріння вибухових свердловин провадиться від межі целіка, у кожному ряду одна свердловина пробурюється до пустоти для додаткового контролю.

Із застосуванням пропонованих технологічних схем у 1991-1992 роках відпрацьовано 10 ділянок, що дало можливість одержати економічний ефект у сумі 498 тис. крб. за рахунок розширення меж кар’єру №3 НКДГЗКу.

Методики розрахунку параметрів підкар’єрного целіка понад пустотами використані у пошуках нових способів відкрито-підземної розробки, захищених авторськими свідоцтвами /4,5,16/.

Технологічні схеми застосовуються у кар’єрах НКДГЗКу, а способи відкрито-підземної розробки прийняті для використання інститутами “Південгіпроруда” та “Кривбаспроект”.

Висновок

У дисертаційній роботі подане нове рішення науково-технічного завдання по підвищенню ефективності та безпечності відкритих гірничих робіт у зоні впливу підземних пустот.

Внаслідок узагальнення передового досвіду гірничо-рудних підприємств, проведення аналітичних та експериментальних досліджень:

1. Показане широке розповсюдження підземно-відкритого способу розробки рудних родовищ (ПЖРК ПівнічГЗКу, РУ ім. Ілліча, НКДГЗКу, Норильський ГМК, Леніногорський ГМК та ін.), велику різноманітність гірничо-геологічних умов, відсутність типових технологічних схем та єдиної методики визначення безпечної відстані від підземних пустот до діючих у кар’єрі забоїв.

2. Встановлена зміна гірничо-геологічних умов Валявкінського та Єкатеринінського родовищ під бортами кар’єру №3 НКДГЗКу, а також зворотня залежність середньої міцності налягаючих порід від її товщини в зв’язку з наявністю у безпосередній покрівлі шару міцних залізістих сланців. Із зменьшенням товщини корінних порід з 50 до 10 м середня міцність порід збільшується з 3-4 до 7-8..

3. Запропонована класифікація рудних покладів за кутом падіння, міцністю налягаючих порід та ступенем взаємного впливу рудних тіл, яка дозволяє системно обгрунтувати-

параметри целіків та визначити безпечну відстань від підземних пустот до робочих забоїв кар’єру.

4. Розроблена вдосконалена методика розрахунку безпечної товщини підкар’ерного целіка (потолочини), яка враховує динамічний характер відкритих гірничих робіт, сейсмічний вплив масових вибухів, гірничогеологічні особливості залягання рудних тіл та фактичний стан підземних пустот при тривалому терміні їх підтримання.

5. Встановлена з використанням ЕОМ залежність безпечних параметрів підкар’ерної потолочини від гірничо-геологічних та технологічних умов. Із збільшенням глибини залягання від 50 до 150 м і прольоту відслонення від 10 до 40 м мінімально допустима товщина потолочини зростає з 18 до 80 м, при збільшенні середньої міцності порід з 3 до 10 товщина потолочини зменшується у три рази, з ЗО до 11.

Результати аналітичних розрахунків підтверджені лабораторним моделюванням на еквівалентних матеріалах.

6. Вивчено особливості обвалювання підкар’ерної потолочини та запропоновано методику розрахунку параметрів БВР, яка враховує особливі умови роботи колонкових зарядів ВР при 2-торцевих відслонених поверхнях. При цьому за рахунок зворотнього ініціїрування зарядів ВР і відсутності перебурів обсяг бурових робіт зменшується на 10-30%.

7. Запропоновано нові технологічні схеми відкритих робіт у зоні впливу підземних пустот, а також способи відкрито-підземної відпрацьовки залізорудних родовищ Кривбасу, що забезпечує підвищення ефективності та безпечності гірничих робіт. Новизна технологічних схем підтверджується чотирьома авторськими свідоцтвами. Дослідно-промислове застосування нових технологічних схем у кар’єрі №3 НКДГЗКу і кар’єрі №1 ЦГЗКу дозволило за рахунок розширення зони гірничих робіт збільшити обсяг виробництва та одержати економічний ефект 498 тис.крб.

Результати досліджень використані інститутом “Південгіпроруда” у проектуванні.

Основні положення дисертації опубліковані у таких роботах:

1. Промышленные испытания накладки сеток глубоких скважин (Вольфсон П.М., Храпко О.И., Петров и др.) // Металлургическая пр-ть,- 1971. - №2 (68). -С. 58-59.

2. Возможность отработки магнетитовых кварцитов в лежачем боку Первомайского рудника (Малахов Г.М., Корочанский Ю.П., Храпко О.И. и др.) // Горн, журн./ Изв. ВУЗов,- 1974.- №9,- С. 20-25.

3. Применение системы этажного обрушения с короткими забоями на Первомайском руднике (Константинов П.Е., Вольфсон П.М., Храпко О.И. и др.) // Горн. журн. - 1974. №2.

- С. 35-38.

4. А.С. 1023085, МКИ Е 21 С 41/00. Способ вскрытия и разработки рудных залежей в приконтурных зонах карьера /Мартыненко В.П., Храпко О.И., Романенко В.Н., Черненко А.Р. и др. СССР. 07.10.82, Б.И. №13.

5. А.С. 1149005 МКИ Е 21/00 Способ разработки свиты крутопадающих параллельных пластов полезных ископаемых /Щелканов В.А., Абашин П.А., Фенцик И.М., Храпко О.И. идр. СССР, 07.04.85, Б.И. №13.

6. Параметры схем вскрытия горизонтов при комбинированном автомобильно-конвейерном транспорте (Четверик М.С., Мартыненко В.П., Храпко О.И. и др.) // Горн. журн.

- 1985. - №7, -С.44-47.

7.Храпко О.И. Профилактическая работа по технике безопасности . Журнал // Безопасность труда в промышленности. - 1985. -№2, С.6-8.

8. А.С. 1473416, Б.И. №34, 15.12.86. Способ формирования балластной призмы (Храпко О.И., Дриженко А.Ю., Трубицин Н.Б. и др.)

9. А.С. 1330313 МКИ Е 21 С 41/02. Способ рекультивации глубоких карьеров /

(Дриженко А.Ю., Храпко О.И., Гардаш Н.К. и др.) СССР 17.12.85, Б.И. №30.

10. Храпко О.И., Шерфетдинов В.А. Опыт разработки автоматизированной системы диспетчерского управления производством// Горн. журн. - 1989, - №10, - С.15-16.

11 .Храпко О.И. Развитие и совершенствование производства на комбинате// Горн. журн.

- 1989.-№10 С. 3-6.

12.Храпко О.И., Дядечкин Н.И., Стагис С.Г. Новая технологическая схема дорабботки карьеров “Совершенствование технологии горного производства для снижения вредного воздействия на окружающую среду, - Кривой Рог. - 1991.- С. 15-16.

13. Храпко О.И., Дядечкин Н.И., Стагис С.Г. Безвскрышной метод выемки магнетитовых кварцитов при поэтапном переходе с открытых на подземные работы// Горн, журн.- 1989, №10, С. 14-16.

14. Храпко О.И., Дядечкин Н.И., Стагис С.Г. Новая технология выемки руды в период перевода открытых работ на подземные в Кривбассе, Г.Ж. 1991, №11, С.16-19.

15. Способ формирования отвалов/ Дриженко А.Ю., Васильева Н.А., Храпко О.И. и др.) А.С. 1693205, опубл. 23.11.91. Б.И. №43.

16. Патент №4925600/03. Способ комбинированной разработки (Храпко О.И., Гардаш Н.К., Дядечкин Н.И. и др.) 07.04.92.

17. Особенности открытых горных работ в зоне подземных пустот на НКГОКе (Храпко О.И., Гардаш Н.К., Щелканов В.А. и др.) КП “Скиф” Днепропетровск. 1992. 40 с.

18.Храпко О.И., Дядечкин Н.И. О целесообразности объединения карьерных полей НКГОКа и ЮГОКа при добыче магнетитовых кварцитов. “Металлургическая и горнорудная промышленность”, Дн-ск. 1992, №4, С. 43-44.

19.Храпко О.И., Щелканов В.А., Кузнецов А.К.Моделирование на эквивалентных материалах параметров подкарьерного целика. Депонирована в ГНТБ Украины, 3.03.93, №346-УК93.

20. Оптимизация параметров веерной схемы расположения скважин при отбойке породы в карьерах (Храпко О.И., Дядечкин Н.И. и др.) Депонирована в ГНТБ Украины, 16.03.93, -№536, -УК.93.

21.Храпко О.И., Дядечкин Н.И. Определение параметров метода вертикальных слоев руды в зажатой среде . Депонирована в ГНТБ Украины 16.03.93, №537 -УК 93.

22. Храпко О.И. Методика определения и построения потолочины над.пустотами при открыто-подземной разработке. Межвузовский сб. трудов “Разраб. рудн.месторождений.” вып. 55, Киев, Техника, 1993.

РИО НКГГОКа Тираж 90 экз.

О.И. ХРАПКО