Методы безопасного ведения горных работ в условиях удароопасности

Основными причинами динамических проявлений горного давления на удароопасных месторождениях считаются высокое напряженное состояние горных пород и способность этих пород накапливать упругую энергию и упруго деформироваться. В настоящее время общие принципы разработки удароопасных месторождений заключаются в следующем.

1. Ведение горных работ без оставления целиков, применение систем разработки с закладкой.

2. Уменьшение способности породы к накапливанию упругой энергии рыхлением, камуфлетными зарядами, разгрузочными скважинами и щелями.

3. Опережающая выемка удароопасных участков.

4. Управление удароопасностью при ведении горных работ путем выбора параметров буровзрывных работ, формы и сечения выработок, а также применения податливых крепей, оптимальной скорости очистной выемки.

На золотодобывающих рудниках в условиях удароопасности в большинстве случаев находят применение системы с закладкой выработанного пространства ("Кочкарский", "Березовский", "Северо-Енисейский" и др.).

В качестве закладки выработанного пространства применяют твердеющие, сухие (породами и песками) и гидравлические закладочные материалы.

Установлено, что песчаная и гидравлическая закладка не воспринимают нагрузку, достаточную для уменьшения высоких напряжений в целике, и практически не влияют на число и силу горных ударов. Положительные результаты получены при использовании твердеющей закладки, которая в конечной фазе готовности обладает практически нулевой сжимаемостью при нагрузках, не превышающих ее временное сопротивление сжатию, потому что прочность по мере твердения возрастает. Физикомеханические свойства твердеющей закладки, и, прежде всего, ее прочность при сжатии и модуль упругости, можно в известной степени изменять и устанавливать в соответствии с характеристиками окружающих пород. Для условий разработки маломощных и тонких жил твердеющая закладка приводит к значительному удорожанию добычи руды. Целесообразно вместо общей закладки пустот возводить железобетонные целики, которые бы выполняли роль твердеющей закладки.

На Дарасунском руднике применяется вариант системы с магазинированием руды и возведением железобетонных, надштрековых и подштрековых целиков. Целики рассчитываются по методике, разработанной в Иргиредмете совместно с Институтом горного дела CO РАН. С применением указанной системы успешно разрабатываются жилы на удароопасных участках на глубине 700 м и более.

К недостаткам при применении систем с закладкой и возведением искусственных целиков относятся их значительная трудоемкость и повышенные затраты на закладочные работы.

Поэтому имеется тенденция к развитию второго общего принципа разработки удароопасных месторождений - уменьшение способности пород к накоплению упругой энергии. Этот принцип можно осуществить путем разгрузки целиков.

Снижение удароопасности в целиках осуществляется путем разгрузочного (камуфлетного) взрывания. Оно нарушает монолитность целика, ослабляет его и увеличивает податливость, в результате чего целик имеет возможность упруго деформироваться. В эти перемещения вовлекается большой объем пород, и виде работы на их перемещение постепенно реализуется большое количество энергии. В результате высокие напряжения, существовавшие до разгрузки, перераспределяются на близлежащие породы и закладку. Медленное и постепенное разрушение ослабленного целика - непременное условие предотвращения горного удара. Размеры, расположение и масса разгрузочных зарядов зависят от метода выемки, типа пород, напряженного их состояния и т.д. Однако целик должен быть разрушен до такой степени, чтобы все же сохранять несущую способность для обеспечения нормальной выемки.

В условиях отработки маломощных рудных тел, где очень ограничена площадь кровли, весьма проблематично осуществить камуфлетное взрывание, при котором бы не происходило заколообразование пород.

Предлагается снижать удароопасность путем создания податливого поддерживающего целика. Податливость достигается созданием условий деформации целика по наклонной трещине, которая образуется посредством взрывания ряда скважин в центральной части целика. Этот способ достаточно эффективен в условиях разработки крутонаклонных залежей средней мощности. Однако применить его в условиях маломощных и тонких жил из-за небольшой ширины целика 0,8-3 м технически невозможно.

В Пермском политехническом институте в процессе исследований горных ударов на Кочкарском месторождении предложено разрушать потолочины вертикальными разгрузочными щелями. Рекомендована и испытана следующая технология создания щелей. В случае установления I категории удароопасности в потолочине (как правило, при высоте целика 10-12 м) из очистной камеры проводят рассечки в сторону лежачего бока длиной 3-5 м). Из рассечек бурят веера скважин диаметром 100 м в плоскости, параллельной всей плоскости целика. Пo данным этого института, после создания вертикальных щелей целик становится неудароопасным. В потолочинах опытных блоков прекращались процессы интенсивного заколообразования, "стреляния" и другие динамические проявления горного давления. Однако количественной оценки напряженного состояния потолочин до и после их разгрузки авторы не приводят. Расчеты по известным методикам показывают, что для разгрузки потолочины рассматриваемым способом при высоте этажа 50 м и на глубине 400-500 м требуется создавать вертикальные щели шириной 14 см. Максимально достигнутая ширина щели составила 1 см. При такой ширине щели напряжения в потолочине уменьшаются в пределах 10-15%. Достигнуть большей ширины щели в настоящее время не представляется возможным. Поэтому способ разгрузки целиков вертикальными щелями будет иметь ограниченное применение. Этот способ следует применять для разгрузки небольших целиков (охранных целиков восстающих, штреков, квершлагов и др.), где требуемая ширина щели значительно меньше, чем в потолочинах, а следовательно, эффективность разгрузки будет выше.

П.В. Егоровым, В.В. Ивановым, Л.A. Колпаковым и другими (КузПИ) был предложен способ проведения горных выработок на удароопасных участках массива. Способ включает определение максимальных и минимальных напряжений в массиве горных пород, их ориентации и разгрузку пород в окрестности выработки путем проведения горных выработок. Расширение области применения способа возможно за счет его использования при любой ориентации максимальных сжимающих напряжений путем более эффективной разгрузки массива горных пород. Для этого опережающую щель проводят параллельно направлению максимальных действующих напряжениях сжатия, при этом ширину щели bщ определяют по формуле

где b1 - ширина выработки в направлении, перпендикулярном действию максимальных сжимающих напряжений, м; omax и omin -максимальные и минимальные напряжения на данном участке массива соответственно, МПа.

Впервые обоснована возможность уменьшить (разгружать) горизонтальные напряжения в массиве горизонтальными разгрузочными щелями, что является преимуществом данного способа. Авторы предложили создавать щели параллельно направлению максимальных напряжений. Однако из теории сыпучей среды известно, что в соответствии с критерием устойчивости Кулона - Мора наиболее благоприятным условием деформирования пород вдоль щели (разгрузки) является расположение щели под углом к направлению действия максимальных напряжений к минимальным.

В процессе отработки крутонаклонных маломощных и тонких жил происходит изменение геометрических размеров очистных камер, следовательно, и напряженного состояния прилегающего массива. Коэффициент концентрации горизонтальных напряжений в кровле камеры (потолочине) изменяется от 2 до 6. Такое изменение напряжений, конечно, следует учитывать при расчетах параметров разгрузочной щели.

Для уточнения параметров щелей сотрудниками Иргиредмета и ИГД Co РАН проведено математическое моделирование по программе "ELAST-2" применительно к условиям отработки жил Дарасунского месторождения на глубине 500 м. Моделировали три варианта отработки жил в пределах двух этажей с оставлением потолочины высотой 5 м: без создания разгрузочных щелей; при сооружении щелей в лежачем боку рудного тела; при создании щелей в лежачем и висячем боках залежи. Высота разгрузочных щелей в расчетах принималась равной 1 м, ширина -5 м, что удовлетворяет требованиям математического моделирования по программе "ELAST-2".

При анализе результатов моделирования установлено следующее.

Среднее давление в центре целика оц при создании горизонтальных разгрузочных щелей в лежачем боку жилы уменьшилось с минус 52 МПа до минус 33 МПа (на 36,6%). При создании щелей в висячем боку оно снизилось до минус 30 МПа (на 42,3%). Среднее давление на контуре целика оц понизилось с минус 40 МПа соответственно до минус 16-30 МПа (на 60-25%) и минус 28 МПа (на минус 30%).

При образовании Щелей центральная часть потолочины "разгружается". Наибольшие концентрации среднего давления и касательных напяжений перемещаются к концам щелей, т.е. в глубь массива. Наиболее равномерное распределение напряженного состояния отмечается в случае, когда созданы разгрузочные щели и в лежачем и в висячем боках жилы. При этом достигается максимальный эффект разгрузки. При создании щелей только со стороны лежачего бока отмечается крайне неравномерное распределение среднего давления и касательных напряжений, особенно в углах камеры верхнего этажа. В этом варианте отмечаются максимальные значения интенсивности касательных напряжений (39 МПа) и сдвига (22 МПа).

При создании щелей наблюдается поворот на угол 90-85 главных осей тензора напряжений о1 и о2 до направления действия первоначальных напряжений оп и ов, что в конечном итоге приводит к равномерному распределению напряжений в потолочине. Из теории сыпучей среды известно, что деформация вдоль трещин зависит от коэффициента сцепления, угла внутреннего трения, величин максимальных и минимальных напряжений пород, пространственного расположения трещины по отношению к действию максимальных напряжений. В соответствии с критерием устойчивости Кулона - Мора наиболее благоприятным условием деформирования пород вдоль трещины является расположение трещины под углом к направлению действия максимальных напряжений.

Угол наклона щели к максимальному сжатию, в данном случае к горизонтам, определяется по формуле

где ат - угол наклона щели к максимальному сжатию, градус; С - коэффициент сцепления горных пород, МПа; fт - тангенс угла внутреннего трения пород; оп и ов - соответственно первоначальные горизонтальные (максимальные) и вертикальные (минимальные) напряжения пород (со знаком "плюс"), МПа.

Ширину разгрузочной щели вычисляют по выражению

где рк - высота камеры, м; ак - ширина камеры до создания щели, м; Кг.доп - допустимый коэффициент концентрации горизонтальных напряжений;

где осжоб - предел прочности при сжатии пород в образце, МПа; Kуд - коэффициент, характеризующий категорию удароопасности.

Таким образом, на основании изложенного установлено, что разгрузка потолочины горизонтальными щелями теоретически возможна. При образовании щелей наибольшие концентрации среднего давления и касательных напряжений перемещаются к концам щелей, т.е. в глубь массива. Наблюдается поворот на угол 80-85. главных осей тензора напряжений (о1, о2) до направлений действия первоначальных напряжений (оп и ов), что, в конечном итоге, приводит к более равномерному распределению напряжений в целике и повышению устойчивости потолочины в целом.

При разгрузке потолочины только в лежачем боку жилы наблюдается крайне неравномерное напряженное состояние целиков, особенно в углах камеры верхнего этажа. При этом отмечаются повышенные значения интенсивности касательных напряжений и сдвига. Поэтому разгрузку потолочины целесообразно осуществлять одновременной проходкой щелей как в лежачем, так и в висячем боках рудного тела. В этом случае достигается максимальный эффект разгрузки целика.

При создании щелей отмечается эффект разгрузки целика, подобный эффекту разгрузки массива при увеличении выемочной мощности рудного тела.

Как показали расчеты, для условий Дарасунского, Березовского, Кочкарского месторождений для эффективной разгрузки потолочин на глубинах 500-700 м достаточно проводить разгрузочные щели длиной 6 м. Технологий создания разгрузочных щелей заключается в следующем.

Вначале из специально проведенных ниш выбуривается ряд параллельных скважин диаметром 100 мм (рис. 6.15). Посредством взрывания скважин создается прорастающая трещина между скважинами, и таким образом формируется разгрузочная щель в целом. Скважины взрывают через одну. Ближние к контуру жилы скважины лучше оставлять пустыми, что исключает разрушение приконтурного массива камеры. Расстояние между скважинами, при котором происходит пробой (образование прорастающей трещины), определяется экспериментально. Для Дарасунского рудника расстояние между скважинами, гарантирующее образование прорастающей трещины, составляет примерно 0,7 м.

Специальные исследования по опережающей выемке удароопасных участков (третий принцип разработки удароопасных месторождений) на золоторудных рудниках не проводились.

При проведении капитальных, горнопроходческих, нарезных и других выработок применяются мероприятия четвертого принципа управления удароопасностью при ведении горных работ: отставание забоя, контурное взрывание скважин, применение крепи из набрызгбетона, шатровая форма сечения выработок, разгрузка приконтурного массива камуфлетным взрыванием скважин и др.

Для обоснования технологических и конструктивных параметров указанных способов применяются известные методики ВНИМИ, ИГД CO РАН, Иргиредмета, Унипромеди, КузПИ, Пермского политехнического и других институтов.

Для обеспечения безопасного ведения горных работ на месторождениях, угрожаемых по горным ударам, проводится прогноз и контроль потенциальной удароопасности.