«ГОРНАЯ ГЕОМЕХАНИКА И МАРКШЕЙДЕРСКОЕ ДЕЛО Сборник научных трудов С анкт-П етербург 2009 Горная геомеханика и маркшейдерское дело : сборник научных трудов. - С П б.: ВН И М И, 2009. - 252 с. В статьях настоящего ...»

7. Бакушинский А.Б., Гончарский А.В. Итеративные методы реш ения некорректных задач. М.: Наука, 1989. 128 с.

ГЕОФИЗИЧЕСКИЕ ИССЛЕДОВАНИЯ И РАЗРАБОТКА

АППАРАТУРЫ В УКРНИМИ НАН УКРАИНЫ

Первый этап (7(Ь80-е годы) знаменателен становлением шахтной геофизики, когда институт (тогда Украинский филиал В Н И М И ) будучи головным в стране в области шахтной геофизики выполнял огромные объемы шахтных геофизических исследований во всех основных угольных бассейнах СССР, разрабатывая шахтные сейсморазведочные и электроразведочны е методики прогноза самых разнообраз­ ных горно-геологических осложнений, сопровождающих отработку угольных плас­ тов. Параллельно в институте разрабатывались различные модификации шахтной сейсморазведочной и электроразведочной аппаратуры в искро- и взрывобезопас­ ном исполнении. В этот же период доказана несомненная весьма значительная экономи-ческая эффективность опережающих геофизических прогнозов, что под­ тверждалось официальными актами внедрения шахтных геофизических методик и аппаратуры.

На втором этапе (конец 80-х - 90-е годы) помимо шахтных геофизических ис­ следований были ш ироко развернуты комплексные инж енерны е геолого-геофизические работы, направленны е на прогноз сложных горно-геологических усло­ вий строительства на подрабатываемых шахтами территориях для разработки мер защиты и обеспечения сохранности зданий и сооружений. В этот же период были разработаны и утверждены методические документы по шахтной геофизике, вклю­ чающие самые различные методы, например, такие эффективные, как сейсмическая локация впереди забоя и т.п.

Н аконец, н а третьем этапе (с конца 90-х годов и по настоящ ее время) направ­ ления геофизических исследований были существенно расширены. Помимо усовер­ ш енствования методик прогноза для угольных месторождений, исследованиями охвачены месторож дения других полезных ископаемых, значительно расш ирен круг реш аемых инж енерны х задач. Больш ие объемы исследований проведены в России совместно с российскими организациями.

Больш ое внимание уделяется сейсмогеологическому и математическому мо­ делированию, методикам компьютерной обработки геофизической информации, разработкам новых поколений геофизической аппаратуры.

Там, одним из актуальных направлений деятельности института является раз­ работка теоретических и методо-логических основ математического моделирова­ ния процессов распространения сейсмических волн для реш ения практических задач шахтной сейсморазведки, позволяющих проводить анализ процессов фор­ мирования, распространения и взаимодействия пакетов колебаний различной при­ роды, слагающих рассеянный и отраженный сигналы, формируемые в результате взаимодействия волнового поля с геологическими нарушениями.

В результате многолетних исследований в У крН И М И Н А Н У были разрабо­ таны эф ф ективны е физико-математические модели и методы математического м оделирования процесса распространения сейсмических колебаний в углепо­ родном массиве с учетом влияния физико-механических характеристик угля и пород на кинематические и динамические характеристики волновых пакетов. Они позволили выделить применительно к различным горно-геологическим условиям и типам геоло-гических нарушений информативные волновые пакеты, сформу­ лировать системы прогнозны х критериев и апробировать их на практике. Спе­ циалистам института уд алось осущ ествить систем ны й ан ал и з сейсм ических параметров характерны х сейсмогеологических разрезов угольных пластов Ук­ раины, описать типичные структуры волновых полей, характеристики информа­ тивных волновых пакетов различной природы. Впервые дан анализ процессам ф ормирования сейсмических волновых полей на угольных пластах сложного стро­ ения и на сближенных пластах, а также при возбуждении колебаний во вмещающих породах. П римененная методика впервые позволила в динам ике исследовать про­ цессы распространения сейсмических колебаний через утонения и пликативные нарушения, учесть влияние их характеристик на параметры формируемого вол­ нового поля. Впервые был проведен анализ влиянию свойств сместителя тектони­ ческих нарушений (в том числе его наклона по отношению к угольному пласту, влияния зоны дробления пород в непосредственной близости от него) на пара­ метры ф орм ируем ого волнового поля. В целом, и сп ользован и е соврем енны х методов математического моделирования позволило впервые в практике ш ахт­ ной сейсм оразведки осущ ествить систем атизацию структур и характеристик сейсмоакустических полей в зависимости от строения углепородного массива с учетом стадии эпигенеза углевмещающей толщи, а такж е наличия геологичес­ ких нарушений разных типов. Это послужило основой для выработки методологии многоволновых шахтных сейсмических исследований, реализованной в целом ряде практических методов.

Разработан целый ряд новых методов и методик шахтной сейсморазведки, де­ тально описанных в методических документах и публикациях специалистов Укр­ НИМ И НАНУ.

Помимо методических вопросов в институте большое внимание уделяется раз­ работке геофизической аппаратуры.

Так, разработан и изготовлен опытный образец шахтной взрывозащ ищ енной двенадцати канальной сейсмостанции СШ 12К. Ф ункционально аппаратура состо­ ит из пульта оператора, двух блоков измерительных, двух блоков синхронизации и связи, линии связи, зарядного устройства и комплекта соединителей. Основные технические характеристики аппаратуры СШ 12К приведены в таблице 1.

Внешний вид аппаратуры СШ 12К отображен на рисунке 1.

В М акН И И проведены техническая экспертиза и испы тание аппаратуры СШ12К на соответствие требованиям нормативно-правовых актов по охране труда опасных по газу (метану) и/или (угольной) пыли.

Согласно с выводами экспертизы аппаратура СШ12К отнесена к рудничному взрывозащищенному электро-оборудованию с уровнем взрывозащиты «Рудничное особо-взрывозащищенное электрооборудование» РО и видом взрыво-защиты «Искробезопасная электрическая цепь» ИаХ.

Основные технические характеристики аппаратуры СШ12К Масса составных частей аппаратуры:

Габариты составных частей аппаратуры:

(впереди - пульт оператора, в центре - блоки измерительные, справа - зарядное устройство, В настоящее время в У крН И М И разработан и готовится к испытаниям для возможности применения в шахтах опасных по газу (метану) и/или (угольной) пыли опытный образец двадцати четырех канальной сейсмостанции СШ24К. Аппарату­ ра СШ 24К обладает улучшенными масса-габаритными характеристиками, повышен­ ной разрядностью АЦП, сниженным уровнем собственных шумов, приведенных к входу. А п п аратура С Ш 24К соответствует уровню взры возащ иты «Рудничное особо-взрывозащ ищ енное электрооборудование» РО и виду взрыво-защиты «Ис­ кробезопасная электрическая цепь» Иа.

Основные технические характеристики аппаратуры СШ 24К приведены в таб­ лице 2.

Основные технические характеристики аппаратуры СШ 24К Наименование показателя Число сейсмических каналов М асса составных частей аппаратуры:

Габариты составных частей аппаратуры:

Ведутся аппаратурные разработки шахтного анализатора импульсов с восмиразрядным аналого-цифровым преобразователем (Ш АИ-8) во взрывобезопасном исполнении. А ппаратура предназначена для изучения структурно-тектонического строения шахтных полей, разрывных нарушений, участков напряженно-дефор­ мированного состояния, обводненности, различных неоднородностей углепород­ ного массива горных пород на основе изучения пространственного распределения амплитудной плотности импульсов естественного электромагнитного поля Земли.

Метод основан на явлении изменения показателей естественного импульсного электромагнитного поля Земли ЕИ Э М П З при изменении напряженно-деформи­ рованного состояния массива горных пород.

Реализация метода заключается в измерении амплитудного значения каждо­ го зафиксированного импульса в течение установленного интервала измерения при помощи высокоскоростного аналого-цифрового преобразователя, сохранении каждой величины амплитуды в оперативном запоминающем устройстве (емкость запоминающего устройства - более 500 О О значений), сортировки величин амп­ литуд по рангу и предоставлении оператору полученных значений.

Н а сегодняшний день выполнено математическое моделирование ответствен­ ных узлов и блоков регистрации и накопления информации о входных импульсах аппаратуры шахтного анализатора импульсов Ш АИ-8 и разработана структурная схема взрывобезопасной аппаратуры и узлов на современной основе.

С использованием разработанных в У крНИМ И Н А Н У методик и аппарату­ ры проводятся шахтные и полевые исследования.

Основные технические характеристики аппаратуры Ш А И - На угольных шахтах решаются задачи прогноза горно-геологических условий отработки угольных пластов:

- прогноз мелкоамплитудной тектонической нарушенности угольных плас­ тов (рис. 2);

Проведенными совместными с ВНИМ И исследованиями в горнотехнических условиях восточного фланга предохранительного целика стволов ВЗС-ВСС рудника «Октябрьский» ЗФ ОА О «ГМК «Норильский никель» было установлено следующее.

При формировании в рудном теле зоны податливости в северной краевой ча­ сти панели 10, которая имела не прямолинейный фронт, показатель Ка, характе­ ризующий объемность напряж енного состояния, приближ ался к критическому значению (график 1 на рис. 2), и в максимуме достигал значения -2,99. После вы­ равнивания ф ронта зоны податливости значение показателя К а снизилось и не превышало -1,93. Приведенные значения показателя дают основание говорить об эффективности влияния зон податливости на НДС рудного тела, формирующее­ ся сдвижением налегающего над рудным телом горного массива.

Характер изменения объемной напряженности блоковых структур восточно­ го фланга предохранительного целика, где не проводилось формирование зоны по­ датливости, исследовался в границах панели 11. Оценка объемной напряженности проводилась применительно к блоковой структуре, представленной на рис. 3. Бло­ ковая структура рудного массива сформирована мелкоамплитудным тектоничес­ ким нарушением дизъюнктивного характера.

Рис. 2. График распределения коэффициента напряженности массива рудного тела:

1, 2 - соответственно при непрямолинейном и прямолинейном фронте зоны податливости Исследовалась объемная напряженность блока (1), который контактировал с блоком (2) через плоскость сместителя тектонического нарушения. Напряженность рассматриваемой блоковой системы формируется суперпозицией двух полей напря­ жений: поле напряж ений, вызванное действием гравитационных сил (ст, = уИ и а, = АуН) и зоной опорного давления от очистных работ на восточном фланге предох­ ранительного целика (ат = куН), где к - коэффициент концентрации напряжений.

Наблю дательные станции были заложены в выработках, пройденных в блоке (1). Они представляли собой скважины, пробуренные из бортов выработок ТШЛ 87, не попадаю щ их в зону влияния разгрузочных скважин. Скважины бурились алмазной коронкой по восстанию и падению блока в зоне и вне зоны влияния тектонического нарушения.

Результаты исследований объемной напряженности при достигнутых на ко­ нец 2009 года пролета отработки восточного фланга предохранительного целика показывают, что по глубине рудный массив характеризуется цикличным измене­ нием показателя Ка.

В рудном массиве блока, не попадающем в зону влияния тектонического на­ рушения, отмечается более тесное группирование в циклах показателя Ка, как по восстанию, так и падению блока. П риведенное распределение коэф ф ициента объемной напряж енности, очевидно, связано с тем, что Н Д С этой части блока, определяется в основном действием гравитационных сил и опорным давлением, вызванным ведением очистных работ.

Н апряж енность рудного массива, попадающего в зону влияния тектоничес­ кого нарушения, характеризуется в циклах сравнительно большими вариациями коэффициента объемной напряженности. Это, очевидно, связано с тем, что НДС этой части блока определяется не только действием гравитационных сил, но кон­ тактными силами, возникающ ими в плоскости сместителя тектонического нару­ шения при сдвижении нависающего над рудным телом горного массива.

П роведенные исследования отмечают сложный характер формирования напряж енно-деф орм ированного состояния участков рудного массива, на которых не проводились работы по формированию зон податливости. В сложившейся геомеханической обстановке под действием внешних сил, как объемных, так и поверх­ ностных, участки рудного массива без формирования зон податливости находятся на стадии исчерпания естественной податливости (природная деформационная составляющая рудного массива). При этом не исключается вероятность перехода рудного массива под действием внешних сил в режим упругого деформирования с накоплением потенциальной энергии, за счет изменения объема и формы эле­ ментов рудного тела.

1. Репко А.А., Карташов В.М., Ильинов М.Д. и др. О бобщ енны е показатели н ап ря­ ж ен н о-д еф орм и рованного состояния горных пород и их п рим енение в сейсмологии // Вулканизация и сейсмология. № 3. 2000.

2. Репко А.А., Межуев В.И., Ильинов М.Д. и др. Н овая технология исследования высо­ конапряженных горных массивов // Горный журнал. № 12. 2004.

УРАН ИПКОН РАН

СОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ МЕТОДОВ ОЦЕНКИ

СОСТОЯНИЯ КРОВЛИ ГОРНЫХ

ВЫРАБОТОК

Для предотвращ ения катастрофических последствий выбросов газа из выра­ ботанного пространства необходимо установить условия и критерии возникнове­ ния этих выбросов. Поскольку основным условием аварийного выброса газа из выработанного пространства является обрушение кровли очистной выработки, необходимо определить критериальные признаки, предшествующие потере устой­ чивости обнаж ения кровли в выработанном пространстве. П ри обнаружении этих признаков горные работы следует остановить, людей из потенциально опасных участков вывести, электроснабж ение отключить. Для ускорения возобновления горных работ можно применить методы принудительного обрушения кровли. Таким образом, задача сводится, прежде всего, к определению степени устойчивости обнажений кровли в зависимости от размеров этих обнажений.

Степень устойчивости обнажений горных пород определяется в настоящ ее время преимущественно по методу профессора В.Д. Слесарева, который рассмат­ ривает три состояния пород кровли выработки [1].

Первое предельное состояние характеризуется нулевыми растягивающими на­ пряжениями в опасных сечениях и, как следствие, отсутствием в слое трещин. Вто­ рое предельное состояние разделяется на несколько стадий. В начальной стадии породы слоя испытывают деформации, не вызывающие нарушения их сплошности, т.е. соблюдается условие, при котором отношение растягивающих напряжений к пре­ делу прочности на разрыв меньше единицы. В последующих стадиях это отношение растет и в конечной стадии достигает единицы, что ведет к появлению в слое первых трещин. Третье предельное состояние характеризуется распространением трещин на всю мощность слоя и его обрушением. Так, по методу профессора В.Д. Слесарева щие напряжения в нижнем волокне опасного сечения достигнут пределов прочно­ сти на разрыв. Это условие возникает при обнажении кровли выработки, соответ­ ствующем второму предельному состоянию, определяемому из выражения:

где Кр - временное сопротивление породы растяжению; h - мощ ность слоя; у удельный вес породы.

П роф. В.Д. Слесарев в своих трудах особо подчеркивал, что его методы явля­ ются «приближенными инженерными расчетами» и требуют дальнейш его совер­ шенствования и проверки в натурных условиях.

Одним из недостатков метода В.Д. Слесарева является невозможность конт­ роля состояния кровли выработки и управления этим состоянием на основании ре­ зультатов инструментальных наблюдений, поскольку в этом методе отсутствуют критериальные зн ачен ия измеряемых деформаций. Д ля устранения этого недо­ статка нами более подробно рассмотрено влияние изгиба слоистого массива горных пород на характер и величины его деформаций. Как известно, при изгибе такого массива в нем возникают касательные напряжения. В тех местах, где сдвигающие усилия превыш аю т удерживающие силы, происходит сдвиг и расслоение пород.

Изгиб слоя связан с силовыми и прочностными параметрами следующей за­ висимостью:

где R - радиус кривизны слоя; E I - жесткость слоя; Е - модуль упругости; / - мо­ мент инерции; М - изгибающий момент.

П оскольку момент инерции балки прямоугольного сечения относительно его нейтральной оси равен, / = можно записать:

где b - ширина слоя; h - высота слоя.

Величина изгибающего момента для балки с защ емленными концами вычис­ ляется из выражения:

а для балки, свободно леж ащ ей на двух опорах, из выражения:

где q - интенсивность нагрузки на единицу длины балки; I - длина балки.

Подставив значения М в выражение (3), получим:

где /?, и R c - радиусы кривизны балок соответственно с защемленными концами и свободно лежащ ими на двух опорах.

М аксимально касательное напряжение при прямоугольной форме сечения и равномерной нагрузке равно:

отсюда После подстановки значения ql в выражения (6) и (7) и небольших преобра­ зований, получим:

Заменив радиус на кривизну, запишем:

где А-, и Л - кривизна балки соответственно с защемленными концами и свободно лежащей на двух опорах.

Поскольку К = —-—, получим:

точка с максимальной кривизной находится над границей выработанного простран­ ства и делит полумульду сдвижения L пополам.

Рис.1. Взаимосвязь размеров выработанного пространства и длины полумульды Отсюда можно записать:

Или:

Исходя из установленной закономерности [2], горизонтальны е деформации определяются в зависимости от глубины трещ ин h :

где 8кр- значение горизонтальных деформаций, при которых появляются трещ и­ ны,7 б К рит = 5 • 10~3.

Сравнение результатов расчета по методу В.Д.Слесарева и по рекомендован­ ной методике показало следующее:

1.При первом пролете, когда кровля выработки, представленная алевролита­ ми мощностью 1 м, испытывает только упругие деформации:

б) по рекомендованной методике Здесь в = 4, 9 - 1 0-3 при критическом значении е = 5 - 1 0-3.

Отклонение значений по рекомендованной методике от значений, получен­ ных по методике В.Д. Слесарева, составляет 2,8%.

2. При втором предельном пролете Па, когда кровля выработки испытыв упругие и остаточные деформации, т.е. испытывает максимально возможный про­ гиб без разрыва сплошности:

а) по В.Д. Слесареву б) по рекомендованной методике Отклонение значений по рекомендованной методике от значений, получен­ ных по методике В.Д.Слесарева, составляет 3,7%.

З.П ри втором предельном пролете Иб, когда в кровле выработки появляются трещины и разрывы, достигающие середины слоя, т.е. когда возможно частичное обрушение кровли (рис. 2):

а) по В.Д.Слесареву б) по рекомендованной методике О тклонение значений по рекомендованной методике от значений, получен­ ных по методике В.Д.Слесарева, составляет 8,6%.

4. П ри третьем предельном пролете, когда происходит полное обрушение по род кровли на всю ее мощность:

а) по В.Д.Слесареву б) по рекомендованной методике О тклонение значений по рекомендованной методике от значений, получен­ ных по методике В.Д.Слесарева, составляет 3,9%.

Таким образом, при принятом линейном характере деф ормирования массива два независимых метода показывают примерно одинаковые результаты. Н о разра­ ботанная методика позволяет оценить реальное состояние массива и контролиро­ вать деформационные процессы путем сравнения измеряемых величин деформа­ ций с их критериальными значениями, которые соответствуют реальным условиям подработки, учитывая, что скорость развития деформационных процессов отстает от скорости подвигания очистного забоя.

1.Слесарев В.Д. Механика горных пород. М.: Углетехиздат, 1948.

2. Певзнер М.Е., Иофис М.А., Попов В.Н. Геомеханика. М.: Из-во МГГУ, 2005.

ОСОБЕННОСТИ УСТОЙЧИВОСТИ

БОРТОВ УГОЛЬНЫХ КАРЬЕРОВ

ВЬЕТНАМА

Необходимость в проведении этих исследований была вы звана тем, что на угольных карьерах Вьетнама деформации бортов наблюдались ещ е в 60-х годах, особенно значительные на карьерах Хату и Кокшау. В дальнейш ем по мере углубки горных работ проявление деформаций расш иряется и охватывает большинство бортов практически всех действующих карьеров.

В процессе исследований условий устойчивости бортов карьеров Вьетнама Назыонг, Хату, К окш ау, Деонай, Каошон, Нуйбео отмечалось, что при разработ­ ке проектов на отработку угольных месторождений недостаточно учитывались геологические условия, определяю щ ие устойчивость откосов, а такж е отсутствие необходимых данных для надежного прогноза устойчивости бортов карьеров в их предельном полож ении.

В связи с изложенным, проведенные исследования включали: изучение инженерно-геологических и гидрогеологических условий месторождений, разрабаты ­ ваемых карьерами Назыонг, Хату, Кокшау, Деонай, К аош он, Нуйбео; анализ ф ак­ тического состоян ия бортов с использованием результатов инструментальны х маркш ейдерских наблю дений за деф ормациям и прибортовых массивов; оценку устойчивости различны х участков бортов при соврем енном полож ении горных работ и на их предельном контуре; разработку рекомендаций по обеспечению ус­ тойчивости бортов при их максимальных параметрах. Данные инструментальных маркш ейдерских наблю дений позволили уточнить прочностны е характеристики пород на месторождениях, причины деформаций, характер деформирования при­ бортовых массивов и прогнозировать величины критических деформаций.

П рактика показы вает, что катастрофическим деф орм ациям всегда предш е­ ствуют несколько стадий деформирования откосов, каж дая из которых имеет свои признаки.

и наиболее надежной основой для прогноза их устойчивости являются инструмен­ тальные маркшейдерские наблюдения. Они позволяют определить критические ве­ личины деформаций, предшествующие началу активной стадии деформирования, для различных инженерно-геологических условий.

Склонность массивов горных пород к деформациям в бортах карьеров зависит от многих факторов, основными из которых являются инженерно-геологические, гидрогеологические условия месторождения и горнотехнические условия их экс­ плуатации и может быть охарактеризована величинами допустимых деформаций.

П о н яти е «допустим ы е д еф орм ац и и бортов» в дан ном случае обозначает величины деформаций, при достижении которых необходимы меры, предотвра­ щающие дальнейш ее развитие деформаций.

Н а основе анализа геологических факторов, предопределяю щ их характер де­ ф орм ирования прибортовых массивов горных пород, и результатов инструмен­ тальных маркш ейдерских наблюдений в различных горно-геологических условиях вьетнамских карьеров В Н И М И предложена классификация массивов горных по­ род по их склонности к деформациям в бортах угольных карьеров Вьетнама, со­ ставленная с учетом условий залегания слоев угленосных толщ (значение угла и направление падения слоев, простирающихся параллельно борту, относительно последнего) и приведенная в таблице 1.

В зависимости от значения угла падения слоев угленосные толщ и в этой клас­ сификации разделены на три основные группы: 1) крутого залегания (50-90°);

2) наклонного (20-50°); 3) пологого и горизонтального (0-20°). П о направлению падения слоев относительно борта в каждой группе рассматривается их согласное (лежачий бок) и несогласное (висячий бок) с наклоном борта залегание.

Анализ имеющегося материала по деформированию бортов угольных карье­ ров Вьетнама показывает, что в зависимости от условий залегания слоев в борту, ориентировочные значения допустимых скоростей смещ ения массива составляют от 4-6 мм/сут до 25-30 мм/сут; исходя из этого в классификации для каждой группы угленосных толщ приведены ориентировочные значения допустимых скоростей смещения.

Необходимо заметить, что приведенные ориентировочные значения допусти­ мых скоростей смещения соответствуют сухому периоду года; в период ливневых дождей, характерных для климатических условий Вьетнама, скорости смещения массивов значительно увеличиваются.

В классиф икации приведены основные условия и причины возникновения деформаций бортов и уступов в каждой группе.

В таблице 1 приведены примеры бортов угольных карьеров Вьетнама с раз­ личными горно-геологическими условиями (рис. 1, 2).

Таким образом, по данным таблицы 1 можно предварительно оценить склон­ ность массивов угленосных толщ к деформациям в бортах карьеров Вьетнама. Так, по данным маркш ейдерских наблюдений, наибольшие допустимые деформации ( ~ 30 мм/ сут) возможны при наклонном несогласном залегании слоев (висячий бок) в случае наличия в прибортовом массиве серии крутопадающ их, в основном, в сторону массива, разрывных тектонических наруш ений больш ого протяжения (например, на северном борту карьера Деонай - наблю дательная линия С п; на северо-западном борту карьера Деонай - наблюдательная линия Е п, рис. 2).

Таблица Классификация прибортовых массивов осадочных скальных и полускальных горных пород п и склонности Группа карьеров П одгруппы участков бортов угольных карьеров по условиям залегания и углу падения слоев ((3) в прибортовых массивах;

по прочности пород характеристика слож ности геологического строения (тектонической наруш енное™ ); гидрогеологические факторы П олускальны е осадочны е наруш енность, преимущ ественно породы средней нормально секущ ая трещ иноватость;

стсж = 25-150 кг/см2, мощности и простиранию, изменчивость С0 = 5-50 кг/см2 физико-механических свойств пород, слабосцем ентированны е склонных к разуплотнению осадочны е породы гидрогеологических ф акторов.

песчаники, алевролиты, гравелиты, конгломераты В леж ачем боку м есторож дения с глинистым цементом, аргиллиты, структурные глины, - породы, имеющие склонность к набуханию (при разуплотнении), разм оканию В группировке (см. табл. 2) рассматриваются два класса гидрогеологических структур угольных карьеров, которые определяю т характер влияния подземных вод на условия ведения горных работ, на устойчивость бортов карьеров и соответ­ ствующую направленность дренажных мероприятий:

- 1-й класс гидрогеологических структур - водоносные пласты вскрываются карьером и дренирую тся по мере вскрытия их горными работами (висячий бок месторож дения);

- 2-й класс гидрогеологических структур - напорны е водоносные пласты не вскрываются карьером (лежачий бок месторождения); в пределах призмы возмож­ ного обрушения сохраняются высокие напоры, значительно влияющие на устойчи­ вость бортов карьеров, поэтому чащ е всего необходимы дренаж ны е мероприятия для снижения напоров.

Горно-геологические условия выделенных подгрупп прибортовых массивов (см. табл. 2) определяю т соответствующие схемы расчета, учитывающие характер их возможного деформирования при оценке устойчивости бортов, и мероприятия, повышающие устойчивость бортов.

1. Правила обеспечения устойчивости откосов на угольных разрезах. СПб.: ВНИМИ, 1998. 207 с.

СКОРОСТЬ СРАБОТКИ БЕРМ УСТУПОВ

В ПЕРЕКРЫВАЮЩИХ ПОРОДАХ КАРЬЕРА

Анализ сдвиговых свойств пород тр. «Н ю рбинская» впервые был проведён при проектировании карьера «Нюрбинский» в 2001 г., в котором было принято предположение об интенсивном выполаживании откосов до 35° за период 1,5 года в слабых перекры ваю щ их породах в силу их физических и сдвиговых свойств.

В том же году, с м арта по конец августа, главным маркш ейдером Н Г О К а были проведены маркш ейдерские наблюдения за выполаживанием откосов уступов вер­ хних горизонтов, которы е подтвердили справедливость принятого угла откосов.

В связи с расш ирение контура карьера и новыми результатами наблюдений маркшейдерами Н Г О К а за сработкой берм в 2005-2006 гг., специалистами Н ГО К а сделано предположение о менее интенсивной их сработке и возможности приня­ тия большего, чем в проекте, предельного угла откосов в перекрывающих породах (далее откосов).

Для уточнения предельных углов были выполнены работы по изучению ра­ зупрочнения пород при их влагонасыщении и при циклах замораживания-оттаивания, и анализу результатов натурных маркшейдерских наблюдений за сработкой берм в 2005-2007 гг., что позволило уточнить предельный угол откосов по извест­ ной формуле для скорости сработки в методических указаниях [1] и результатам натурных наблюдений.

Для лабораторны х испытаний были отобраны 9 образцов монолитных целых кусков породы прибортового массива верхних горизонтов с 9-ти мест северного, восточного, южного и западного участков карьера, для которых были определены прочность горных пород при одноосном сжатии в нормальных условиях (осж в 1), условиях водонасыщ ения (стсж и после одного цикла «водонасыщ ения - зам ора­ живания - оттаивания» (стсж - состояния 1-3. В водной среде образцы выдержи­ вались 3-е суток, зам ораж ивание образцов в морозильной камере и оттаивание 21153-85.

П о отнош ению пределов прочности определяется коэф ф и ц и ен т влагостой­ кости к а= а сж а сж ко эф ф и ц и ен т разупрочнения после влагонасы щ ения, зам о­ раж иван и я и оттаивания (состояние 3) к м= о сж а сж2-и результирую щ ий к о эф ­ ф ициент разупрочнения к = к кх к м.

Результаты лаб ораторн ы х определений п рочн ости о б разц ов в состоянии 1-3 и коэф ф и ци ен ты водостойкости и разуп рочнени я представлены ниж е в таб­ лицах 1-2.

Результаты определения прочности при сжатии образцов Примечание. * - разрушился до испытания.

Примечание. * - отброшено из-за большого отклонения от среднего.

зультатам проведенных в 2005-2007 гг. наблюдениям за сработкой берм не имели данных по осыпям и результирующим углам, что потребовало разработки допол­ нительной методики по оценке изменения углов откосов, которая представлена ниже, и на основе которой выполнен анализ скорости сработки берм, выполаживания углов откосов и времени выполаживания до предельного положения.

На рис. 1 представлена расчётная схема, соответствующая реальному наблю ­ даемому процессу осы пания откосов, с обозначением парам етров: Я - высота уступа; а () - исходный угол откоса; - ширина сработки бермы; Ь2- ш ирина осы­ пи; h[ - высота сработки бермы; 1г2~ высота осыпи; а, - угол осыпавшейся части откоса; а 2-у г о л осыпи; а 5| - суммарный угол откоса от исходной внутренней бровки нижней бермы; a s, - суммарный угол откоса от нижней бровки осыпи; 5, - пло­ щадь сечения осыпавш ейся части уступа; S 2 - площадь сечения осыпи.

Обозначим к - коэф ф ициент разрыхления породы после осыпания, тогда можно представить откуда, подставляя Ь2 из формулы (3) в (4), можно найти выражение, позволяю щее определить кхпо известной сработке Ъу и параметрам Я, кр, к после чего, выражение (4) можно записать в виде позволяющем определить a s2 по известной сработке b v и параметрам Н, к р, к 2.

Зная можно построить a S2(t) по формулам 5,6 и найти скорость его изме­ нения, на основе которой спрогнозировать время выполаживания до предельного угла, равного а 2.

В представленных Н ГО К ом материалах содержатся результаты наблюдений по 2-м участкам проведенные с 12.05.05 по 21.04.07. Первый участок - северный борт, имеет параметры Н = 10,4 м и а 0| = 78,2°, второй - западный, Н 2= 8,1 м, а (|2=77, (последний индекс соответствует номеру участка).

Анализ представленных данных показал, что за весь период наблюдения по участкам 1 (северный борт) и 2 (западный борт):

- средняя сработка составила на участке 1 Ь, |п= 2,56 м, на участке 2 6 |2п= 3,31 м;

- суммарная конечная скорость сработки на участке 1 vh||n= 3,61 мм/сут, на участке 2 vbl2n=4,33 мм/сут;

- зависимость скорости сработки на всём интервале наблюдений характери­ зуется убывающей зависимостью от времени наблюдений близкой к степенной;

- зависимость скорости сработки на конечном интервале наблюдений характе­ ризуется убывающей зависимостью от времени наблюдений близкой к линейной;

- сработка берм на участке 1 происходит значительно интенсивнее, чем на 2, что может быть связано с различием в физико-механических свойствах пород и экспозицией наблюдаемых участков.

Анализ и обоснование предельных углов откосов и времени их ф ормирова­ ния проведён при следующих значениях параметров: к р= 1,3, а,= 3 5 °, к 2 = 1,22 и к п = 1,20, последние 2 параметра рассчитаны по формуле (2).

Результаты расчётов изменения суммарного угла откоса a s2 по формуле (6) дали следующие оценки: a s2ln =47,5° для участка 1 за период с 12.05.05 по 21.04.07, a s22n =36,8° для участка 2 за период с 18.03.05 по 21.04.07.

Для степенной аппроксимации скорости сработки зависимость можно пред­ ставить в виде (7) где t - период сработки, а и т - параметры, откуда, интегрированием можно полу­ чить оценку конечного времени сработки бермы при выполаживании откоса до предельного угла a s.

где d b lk = b lk - b |n вычисляется с использованием формул (5), (6).

| ---------Участок 1-(С): Скорость сработки суммарная, мм/сут [-------- Участок 2-(3): Скорость сработхи суммарная, мм/сут ! -------- Степенной (Участок 2-(3): Скорость сработки суммарная, мм/сут) Рис. 2. Средняя суммарная скорость сработки на участках 1 и 2:

у, - тренд скорости на участке 1; уг - тренд скорости на участке Скорость сработки бермы по [1] оценивается по формуле где: ф - угол внутреннего трения пород; а 0 - исходный угол откоса; w - интенсив­ ность трещ иноватости; X = 3 - коэффициент зависящий от прочности, к - коэф ­ фициент разупрочнения. П о результатам анализа данных трещ иноватости пород среднее значение w = 123.

В таблице 3 представлены результаты сравнения оценок скорости сработки берм по степенной зависимости при /с=0,17 и фактически наблюдаемым, откуда следует, что рассчиты ваем ая по формуле (9) скорость соответствует реальному процессу, тогда время сработки до предельного выполаживания для данного спо­ соба можно оценить по формуле где Ь]к определяется по формулам (5), (6) при условии достижения предельного значения угла a S = a 2.

Сравнение наблюдаемой и расчётной скорости сработки бермы формулам (8) и (9) составили соответственно: 4 и 4,1 м/год для 1-го участка, 2,8 и 3,2 м/год для 2-го.

Таким образом, мож но утверждать, что при сроке стояния уступов в пере­ крывающих породах более 10 лет, оснований для увеличения здесь предельного угла откосов нет.

1. Временные методические указания по управлению устойчивостью бортов карьеро цветной металлургии. У Н И П РО М Е Д Ь : М., 1989. 128 с.

ТЕХНОЛОГИЯ ЗАОТКОСНЫХ РАБОТ

НА СВЕРХГЛУБОКИХ КАРЬЕРАХ

характерно значительное увеличение производительности карьеров, глубина от­ работки которых составляет 300-600 м, а также повышение мощности горнотран­ спортного оборудования в зависимости от производительности карьеров.

Вместе с тем состояние бортов большинства существующих карьеров, как в мягких, так и в крепких породах не всегда отвечает требованиям к устойчивости уступов карьеров. К ром е того высокими требованиями к полноте выемки ценной руды, большой глубиной и крутыми углами бортов алмазодобывающих карьеров предопределено особое внимание к качеству заоткосных работ. Тем более извест­ но, что от качества отстройки и устойчивости уступов во многом зависят технико­ экономические показатели и безопасность горных работ.

С пециальная технология заоткоски уступов, основанная на применении ме­ тода контурного взрывания, разработана совместно институтами «Иргиредмет», «Якутнипроалмаз» и внедрена на карьерах объединения «Якуталмаз» еще в конце 60-х годов. О днако исследовательские работы, связанные с применением и совер­ шенствованием этой технологии в условиях карьеров А К «АЛРОСА», продолж а­ ются и в настоящ ее время.

В ходе эксплуатации карьеров «Мир», «Айхал», «Удачный», «Ю билейный» и другие был реш ен целый ряд вопросов, связанных с разработкой технологических схем заоткоски уступов для различных горнотехнических условий и определени­ ем рациональных параметров БВР на заоткосных работах в различных горно-геологических условиях. Н акоплен опыт применения контурных скважин диаметром 150, 200, 220 и 250 мм, с глубиной бурения до 45 м. Так для обеспечения полноты выемки высокоценной руды, на нижних горизонтах карьера «Ю билейный» вне­ дрена технология постановки уступов в предельное полож ение с созданием экра­ нирующей щели на полную высоту страиваемых рабочих уступов высотой 60 и бо­ лее метров. Н а карьере «Удачный» имеется опыт отстройки уступов высотой 90 м.

Н а этом же карьере впервые применены вертикальные уступы.

земным способом, что выдвигает новые требования к устойчивости уступов и сохран­ ности предохранительных и транспортных берм. Они должны обеспечить активное использование карьерного пространства после окончания открытых горных работ в течение длительного периода (10-15 лет) с целью произвести вскрытие месторожде­ ния непосредственно с борта карьера. В связи с этим является актуальным вопрос об обеспечении максимальной устойчивости бортов карьеров и уступов в целом.

Факторы, влияющие на устойчивость уступов (бортов) карьера, условно мож ­ но разделить на природны е и технологические. К природны м следует отнести геологическое строение массива горных пород, его трещ иноватость, блочность, п рочностны е свойства горных пород, обводненность, тем пературн ы й режим.

К технологическим - геометрические параметры уступов (бортов), параметры БВР при создании искусственной экранирующ ей щели и отработке приконтурного це­ лика, способ рыхления горных пород, в частности, объем и порядок производства массовых взрывов в карьере.

Известно, что под воздействием взрывных волн изменяется напряж енное со­ стояние массива, увеличиваются силы, сдвигающие борт по наиболее слабой по­ верхности скольжения, уменьшаются силы трения. Такж е в законтурном массиве распространяю тся остаточные деформации. В результате этого ослабляется проч­ ность пород по контактам породных блоков, снижается их сцепление, и как след­ ствие, происходит снижение устойчивости массива в целом. Развивающиеся после взрыва в законтурном массиве трещины открывают доступ вглубь его атмосфер­ ным, талым или грунтовым водам, таким образом, значительно интенсифицируя работу многочисленных агентов выветривания [1].

В этой связи воздействие массовых взрывов на законтурные породы является важным обстоятельством, которое необходимо учитывать при определении пара­ метров уступов, поставленных в предельное положение. П од воздействием взры­ вов в законтурном массиве возникаю т зоны заколов и остаточных деформаций, которые влияют на устойчивость пород в откосах.

Схемы прохождения сейсмовзрывных волн и располож ение зон остаточных деформаций показаны на рис. 1 и 2.

Рис. 1. Схема прохождения сейсмовзрывной волны напряжений в борту карьера:

1 - взрывная скважина; 2 - направление прохождения сейсмовзрывной волны;

3 - изолинии сейсмовзрывных напряжений; 4 - полутень; 5 - тень; 6 - направление 1 и 2 - контур уступа соответственно до и после взрыва; 3 - взрывные скважины;

4 - ориентировочная граница зоны с нарушенной структурой;

Зона заколов характеризуется интенсивной нарушенностыо, наличием глубо­ ких трещин, снижением величины сцепления пород в массиве. Зона остаточных деформаций характеризуется макро и микротрещинами, возникш ими в результа­ те напряжений растяж ения, из-за чего сцепления пород в массиве снижается по протяжению зоны на 40-80%.

За зоной остаточных деформаций следует зона упругих деформаций, которые в определенных условиях такж е способствует снижению устойчивости пород в откосах.

Ш ирина зоны остаточных деформаций изменяется в широких пределах. О на связана с количеством одновременно взрываемого взрывчатого вещества, струк­ турн о-тектони ческим и особен н остям и горного массива, п рочностны м и свой ­ ствами горных п ород и их трещ иноватостью, которая сущ ественно влияет на эффективность разруш ения пород взрывом. Так, наличие трещ ин, располож ен­ ных параллельно откосу, сниж ает радиус действия взры ва в направлении масси­ ва за счет отраж ения взрывных волн. При диагональном располож ении трещ ин зона заколов по ним распространяется на существенное расстояние от эпицентра взрыва.

Такая зона остаточных деформаций прослеживается при визуальном обсле­ довании уступов и берм бортов карьера «Удачный». В верхней части отстроенных берм достаточно хорош о просматривается слой разруш енной взрывом горной по­ роды, ниж е которой располагается ненаруш енная горная п орода (рис. 3). П о предварительным оценкам разупрочненный слой породы в верхней части берм появляется на глубине 5 м в месте располож ения скважины и не наблю дается на расстоянии прим ерно равном сетке скважин. Н а отдельных участках отстроен­ ных берм толщ ина разруш енного верхнего слоя имеет относительно вы держ ан­ ный характер, находясь в пределах 3-5 м.

В этой связи при постановке уступов в предельное полож ение на карьере тр.

«Удачная» для обеспечения безопасных условий эксплуатации карьера произве­ ден переход от технологической схемы постановки вертикальных сверхвысоких уступов (до 100 м и более) на схему постановки 45-метровых уступов сложного (выпукло-ломаного) проф иля [2].

1 — выпукло-ломанный профиль уступа; 2 - участок верхней части уступа с разупрочненным Борта карьера были перепроектированы на уступы высотой 45 м выпукло-ломаного профиля, при котором верхняя часть уступа на высоту 30 м отстраивается под углом 75°, а нижняя (на высоту 1 5 м )- под углом 90° по специальной техноло­ гии. Проектная ширина предохранительных берм принимается равной 12 м, а ширина транспортных съездов - 20+28 м.

Принятая технология предусматривает постановку уступа выпукло-ломаного профиля в три этапа (рис. 4). На первом этапе производят бурение заоткосных наклонных скважин (под углом 75°) на сдвоенную высоту уступа (30 м). На вто­ ром этапе производят бурение буферных и отбойных скважин приконтурного целика на высоту горизонта (15 м).

После уборки и зачистки взорванной горной массы на первом горизонте с него осуществляют забуривание вертикальных заоткосных скважин общей высо­ той 29,5 м (третий этап) для создания вертикального контура нижней части уступа.

Для оформления вертикальной части уступа, в качестве зарядной полости исполь­ зуется лишь ниж няя часть контурной скважины (15 м).

При рассмотрении деформаций в массиве горных пород, вызываемых взрыв­ ными работами, принято выделять следующие, отличаю щ иеся по характеру и ве­ личине деформаций, зоны нарушений:

- зона заколов, вклю чаю щ ая в себя ленту породы отрываемой от массива пос­ ледним рядом скважинных зарядов, а также область наиболее интенсивно нару­ шенного трещ инами массива пород. Зона заколов характеризуется наличием глу­ боких трещин по поверхности уступа, сдвигом и вспучиванием пород вблизи бровки уступа. П рочность пород массива в зоне заколов снижается, по сравнению с нена­ рушенным, в несколько раз. Сцепление пород в этой зоне снижается в 30-40 раз;

- зона сотрясений, характеризующаяся наличием макро- и микротрещин, об­ разующихся в результате деформаций растяжения. Сцепление снижено на 25-30% ;

- зона колебаний. В этой зоне действие взрыва выражается в обычных сейс­ мических колебаниях, которые в редких случаях могут вызвать необратимые д е­ формации по отдельным ослабленным поверхностям.

В настоящ ее время, с появлением современной сейсмометрической аппарату­ ры, стало возможным проведение экспресс методом натурных замеров непосред­ ственно перед взрыванием и определение допустимых параметров БВР с целью о б есп еч ен и я м акси м ал ьн о й сохранн ости уступов к а р ьер о в А К «А Л Р О С А ».

Сейсмометрические методы количественной оценки действия взрывов на борта карьеров позволяю т установить их запас устойчивости с учетом сейсмовзрывного воздействия. П ри этом критерием сохранности уступов является критическая ско­ рость смещения v.

Связь между параметрами сейсмовзрывных волн и деформациями уступов и бортов карьеров выражается через скорость смещения поверхности бортов, акус­ тические свойства пород и критические напряж ения, при которых образую тся определенные деф ормации. П ри этом зная динамический предел прочности по­ роды для условий образования трещ ин, заколов и мелких трещ ин, можно опреде­ лить критические скорости, при которых образую тся соответствующ ие остаточ­ ные деформации. К ритические скорости определяются из уравнения где кй- коэф ф ициент динамической прочности; о - статический предел проч­ ности в массиве, дин/см2; р - плотность породы, г/см3 [3].

П ериодический инструм ентальны й контроль над воздействием массовых взрывов на уступы осущ ествляется институтом «Я кутнипроалмаз» на отдельных участках действующих карьеров А К «АЛРОСА».

На карьерах АК «АЛРОСА» для создания экранирующих щелей применяют­ ся так называемые гирляндные заряды, которые изготавливаются на местах. Для этого к 2-3 нитям ДШ на определенных расстояниях друг от друга прикрепля­ ются связки патронов аммонита 6 ЖВ или тротиловых шашек Т-400 Г. В связи с трудоемкостью опускания гирляндного заряда на заоткосные скважины с боль­ шой глубиной в 45-60 м институтом «Якутнипроалмаз» был предложен метод раз­ деления гирляндных зарядов, эффективность использования которого была под­ тверждена серией произведенных опытно-промышленных взрывов на карьере «Юбилейный». При этом было установлено, что разделение скважинного заряда на две отдельные гирлянды значительно облегчает ручной труд взрывников с боль­ шим увеличением расхода ДШ. Конструкции гирляндных зарядов, применяемых в карьерах АК «АЛРОСА», приведены на рис. 5.

Для облегчения ручного труда взрывников при использовании не разделен­ ных на части тяжелых (более 45 кг) гирляндных зарядов институтом «Якутнип­ роалмаз» была разработана вспомогательная установка в виде механической лебедки с тормозным устройством. Принцип работы устройства основан в использовании силы трения между одним витком гирляндного заряда и поверхностью барабана лебедки для уменьшения нагрузки, приходящейся на опускающего заряд в сква­ Рис. 5. Конструкции разделенных гирляндных зарядов для контурных скважин а, б - соответственно гирляндные заряды на отдельных отрезках скважины для подачи и выдачи вентиляционной струи с помощ ью воздухопроводного ком­ плекса, приготовления и подачи в подземные выработки оборудования и мате­ риалов, а такж е для выдачи руды и породы с подземных работ. К ром е этого, использование карьерного пространства позволяет произвести вскрытие место­ рождения непосредственно с борта карьера, что сущ ественно сокращ ает сроки строительства подземного рудника и позволит более безопасными способами от­ работать запасы руды, оставленные в бортах карьера.

В этой связи уделяется особое внимание технологии постановки уступов и берм в их предельное положение, где решающую роль играет правильный выбор параметров БВР. В отдельных случаях можно допустить усложнение технологии производства БВР, что, в конечном счете, будет оправдано повышением уровня б езоп асн ости вед ен и я горны х работ в условиях сверхглубоких кар ьер о в А К «АЛРОСА».

1. Певзнер М.Л., Кириенко В.Р., Ким Д.Н. Влияние буровзрывных работ на устойчи­ вость бортов карьеров //Г о р н ы й журнал. 1961. № 12.

2. Александров И.Н., Филиппов В.Н., Шмырко А.Н., Федеряев О.В. Технология веде­ ния буровзрывных работ при постановке уступов выпукло-ломанного профиля в предельное положение на карьере «Удачный» // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 2005. № 4.

3. Миронов П.С. Взрывы и сейсмобезопасность сооружений. М.: Н едра, 1973. 168 с.

*Санкт-Петербургское отделение инст ит ут а Геоэкологии Р А Н

РЕШЕНИЕ НЕКОТОРЫХ ПРОБЛЕМ

ЭКОЛОГИЧЕСКОЙ И ПРОМЫШЛЕННОЙ БЕЗОПАСНОСТИ

ЭКСПЛУАТАЦИИ АЛМАЗОНОСНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

АК «АЛРОСА», СВЯЗАННЫХ С ИХ ПРИРОДНОЙ

ОБВОДНЕННОСТЬЮ

В целях защиты поверхностных водотоков от загрязнения, начиная с 1990 г.

рассолы из накопителя закачиваются обратно в осушаемый водоносный комплекс.

Полигон закачных скважин (У ОЗ) располагается в непосредственной близости от рассолонакопителя за зоной субмеридионального Восточного разлома. Его пони­ женные фильтрационные свойства, а также значительное удаление полигона от ка­ рьера «Мир» являются существенными препятствиями для возврата закачиваемых дренажных вод к системе осушения карьера - доля возврата составляет порядка 70-80% от утилизируемого объема рассолов.

По заверш ению работ на карьере трубки «Мир» было принято реш ение о пе­ реходе на подземный способ разработки месторождения. П ри этом в период строи­ тельства подземного рудника и выемки подкарьерных запасов полезного ископае­ мого, с целью поддерж ания безопасных условий ведения подземной отработки, карьер должен находиться в сухом состоянии, т.е. в течение еще не менее 1 0 - 2 0 лет из него будет продолжаться непрерывная откачка рассолов. П оследние, с расхо­ дом 1 0 0 0 - 1 2 0 0 м3/час транзитом через буферную ем кость рассолонакопителя, ном нарушении окружаю щ ей среды.

Применяемые в настоящее время способы утилизации дренажных рассолов обратная закачка в осушаемый метегеро-ичерский водоносный комплекс - в доста­ точной мере апробирован, экологичен и пока в полной мере решают данную пробле­ му. Однако под влиянием его мощного воздействия на водоносный комплекс гидро­ геологическая обстановка в зоне деятельности карьера существенно изменилась.

В частности, область влияния системы осушения распространилась на площади р а­ диусом до 70-90 км. В центре депрессии уровни в водоносном горизонте снизились более чем на 300 м. К роме того, из-за интенсивной эксплуатации участка обратной закачки, где объемы захоронения в целом превышают объемы откачки рассолов из карьера, емкость последнего практически оказалась исчерпанной: обратная закач­ ка на сегодня ведется под давлением около 4-5 атм., а в районе контрольных ство­ ров на р. М алая Ботуобия напоры в метегеро-ичерском водоносном комплексе выросли на 40-60 м выше ее уреза. Одновременно отмечается и рост уровня стоков в рассолонакопителе, который в весенние паводки достигает критических отметок м (предельно возможны отметки уровня — 1-325 м). Поэтому главной задачей в сложившихся условиях является поиск оптимального соотношения дебитов откачки и обратной закачки рассолов, позволяющего постепенно опорожнить нако­ питель до безопасных отметок, вести обратную закачку рассолов свободным наливом и снизить или стабилизировать уровни подземных вод в долине р. М алая Ботуобия.

На первом этапе ее решения необходимо было определить прогнозные водопритоки к системе осушения карьера с учетом условий осуществленной его консервации, реального строения водоносного комплекса и его пространственного положения, а также; «наследства» работы систем осушения и обратной закачки, что потребова­ ло проведения целого комплекса вариантов математического моделирования.

В качестве программного обеспечения для построения трехмерной геофильтрационной модели района использовался современный программный пакет РМ5, предназначенный для реш ения широкого спектра гидрогеологических задач, свя­ занных с прогнозом фильтрации подземных вод в многослойных системах.

При реш ении задачи по оценке прогнозных водопритоков к системе осуше­ ния карьера и изменения уровней при поддержании постоянного объема воды в накопителе расход закачки должен превышать дебит откачки на величину, рав­ ную разнице (AV ) между объемами вод, попадающими в накопитель за счет ат­ мосферных осадков и утечками через его ложе и плотину. Эта величина дополни­ тельных притоков вод (атмосферных осадков и вод оттайки), аккумулируемых на­ копителем, по данным наблюдений за элементами баланса в накопителе в период с 1989 г. по настоящ ее время колеблется в пределах 140-250 м ’/час. Поэтому при решении прогнозной задачи на модели расход обратной закачки задавался в сред­ нем на 2 0 0 м3/час больш е дебита откачки.

Прогнозные данны е водопритоков и колебания уровней по линии «карьер УОЗ - р. М алая Ботуобия» приведены на рис. 1 и в таблице 1.

Анализ полученных данных показывает, что в этом варианте прогнозны е при­ токи к системе осуш ения останутся практически неизменны м и, но напоры на участке закачки и контрольном створе р. М алая Ботуобия в среднем вырастут на 20-25 м. П ри этом давления на устьях закачных скважин вырастут на 3-4 атм. и более от наблюдаемых в настоящ ее время. Это существенно осложнит их эксплуа­ тацию в техническом и экологическом отношениях.

O llT Водопритоки к системе осушения карьера при Q mk > Q om Следующим моделировался вариант равенства расходов откачки рассолов из карьера и обратной их закачки в пласт. П рогнозные значения напоров представ­ лены на рис. 2, а величины расходов откачки - в таблице 2.

Обший приток, м3/час При таких модельных условиях видно, что притоки к системе осушения оста­ нутся практически на уровне предыдущего варианта. В то же время напоры во всех наблюдаемых точках сначала упадут, а затем постепенно повысятся. В част­ ности, в центральной части УОЗ первоначальное снижение напоров более чем на 20 м по отнош ению к наблюдаемым ныне к 2020 г. восстановится лишь на 50%.

Несомненно, что такое поведение напоров окажет благоприятное воздействие на функционирование системы обратной закачки и, в целом, повысит ее экологи­ ческую безопасность.

М оделирование показало, что для продолжения экологически безопасной эк ­ сплуатации системы обратной закачки в районе Восточного разлома необходимо снизить объем сброса дренажных рассолов в осушаемый горизонт как минимум до уровня величин объемов их откачки из карьера. О днако в этом случае возникает проблема утилизации избыточных вод накопителя (вод оттайки и атмосферных осадков), аккумулирование которых ведет к его постепенному переполнению. З а­ метим, что реш ение д анной задачи лежит не только в поиске дополнительны х емкостей под сброс избыточных вод накопителя, не связанны х с подземными во­ дами, но и в максимально возможном ограничении поступления этих вод в его емкость.

М ноголетние данны е баланса накопителя показали, суммарные расходы при­ токов вод в накопитель за счет поверхностного стока и оттайки не превыш аю т 2 1 0 м3/час.

Отметим, что н агорн ая канава, предохраняю щ ая накопитель от основного объема паводковых вод не способна защитить его от вод сезонно-талого слоя (СТС) ввиду своего неудовлетворительного технического состояния.

Расстояние от карьера, м Учитывая имеющийся положительный опыт по захоронению рассолов в тол­ щу многолетнемерзлых пород (М М П) на других производственных объектах А К «АЛРОСА», поставленная задача поиска экологически безопасных условий ф ун к­ ционирования системы обратной закачки и постепенного опорож нения накопи­ теля решалась в трех модельных вариантах:

1 ) нагорная канава накопителя функционирует с проектными характеристи­ ками, т.е. дополнительный приток избыточных вод к накопителю равен нулю;

2 ) дополнительный приток избыточных вод к накопителю не превыш ает по­ ловины среднегодового, наблюдаемого в настоящее время (К = 0,7 млн. м3/год);

3) дополнительные притоки избыточных вод оставались на прежнем уровне:

Vmn = 1,4 млн. м-Тгод.

Первый вариант, при условии полного перехвата вод СТС нагорной канавы, безусловно, оказывается наиболее экологичным и простым в техническом исполне­ нии. В частности, при снижении объемов обратной закачки до величин, меньших или равных значениям их притоков к системе осушения карьера уровни подзем­ ных вод в водоносном комплексе будут все время снижаться, позволяя вести об­ ратную закачку в реж име свободного налива.

Во втором варианте (при Vтп = 0,7 млн. м3 в год) задача экологически безо­ пасного функционирования системы обратной закачки такж е реш ается достаточ­ но успешно. П ри первоначальном снижении расходов обратной закачки сточных вод в водоносный комплекс (2 0 0 2 - 2 0 1 2 гг.) до уровня дебитов откачиваемых вод и ниже происходит резкое падение напоров в осушаемом пласте. Это позволяет в последующие периоды варьировать объемами закачки рассолов в осушаемый пласт при одновременном снижении нагрузки на р. М алая Ботуобия.

Предлагаемый вариант щадящего режима техногенной нагрузки на реку при одновременном опорож нении накопителя и экологически безопасном ф ункцио­ нировании системы обратной закачки приведен в таблице 3.

Очевидно, что наиболее тяжелым в отнош ении техногенной нагрузки на р.

М алая Ботуобия является вариант, при котором в накопитель будут поступать из­ быточные воды в объемах, порядка, 1,4 млн. м3 /год (табл. 4). О днако и в этом слу­ чае падение напоров в водоносном комплексе при сниж ении объемов закачки (Qm >Qiai, ), позволяет постепенно опорожнять накопитель. Отметим, что колебания напоров в водоносном комплексе практически идентичны таковым в предыдущем варианте моделирования.

Элементы баланса накопителя при Удоп = 0,7 млн. м3 в год Элементы баланса накопителя при Vдоп = 1,4 млн. м3 в год Анализируя приведенные данные, характеризующих варианты экологически безопасного ф ункционирования системы утилизации сточных вод за Восточным разломом, нетрудно заметить, что они составлены исходя из трех принципиаль­ ных положений:

1 ) постепенного снижения объемов сброса сточных вод и тем самым уменьше­ ния техногенной нагрузки на окружающую среду;

2 ) создания запаса свободной емкости накопителя путем варьирования объе­ мами обратной закачки и сброса сточных вод;

3) создания свободной емкости в осушаемом пласте при резком снижении расхода обратной закачки на первых этапах (2002-2013 гг.) ее эксплуатации, что позволяет сразу же перейти на режим свободного налива.

Выполнение указанных принципиальных положений (при условии качествен­ ной реконструкции нагорной канавы ) несомненно, приведет к сущ ественному оздоровлению экологического состояния природны х сред в области влияния накопителя и системы обратной закачки, а также технически упростит сам про­ цесс утилизации сточных вод. Но самое главное, что вопрос выбора нового участка закачки и сооруж ение дополнительного рассолонакопителя отпадает автомати­ чески.

ПАРАМЕТРЫ И ОСОБЕННОСТИ

ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ НА РУДНИКАХ

Рудник «И нт ернациональны й». В качестве основной, принята слоевая систе­ ма разработки с закладкой выработанного пространства твердеющ ими смесями (рис. 1). П ри этом наименее затратным и, следовательно, более экономически вы­ годным является восходящий порядок отработки. Считается, что при восходящем порядке отработки значительно сокращаются затраты на возведение закладочно­ го массива, отсутствуют простои в ожидании набора необходимой прочности зак­ ладки. Однако, как показал опыт работы рудника «Интернациональный», устой­ чивость выработок при данном порядке отработки ухудшается, и очистные ленты приходится крепить. Такж е установлено, что если объем крепления кровли очист­ ных лент превыш ает 50% и более от их длины, то экономически выгодным стано­ вится переход на нисходящий порядок выемки.

Применение нисходящего порядка отработки привело к увеличению эксплу­ атационны х затр ат на закладку (прим енение закладки с более повы ш енны ми прочностными характеристиками закладки), но при этом обеспечило большую про­ изводительность комбайновых комплексов и безопасность работ. П ри правильной организации работ на очистном слое и нисходящей выемке простои, связанные с ожиданием времени набора необходимой прочности закладки, свелись практи­ чески к нулю, а затраты на крепление очистных лент компенсировали затраты на возведение несущ его слоя закладочного массива. К ром е того при нисходящем порядке отработки, крепление слоев производится только при формировании раз­ резного слоя, что позволило применить более эффективную сплошную отработку очистных слоев по камерно-целиковой схеме. В этом случае параметры лент и вре­ менных м еж дукам ерны х целиков определяю тся локальны м и проектами, кото­ рые принимаются в следующих пределах: высота 4,5 м, ш ирина 4,5- 6,0 м; ш ирина Рудник «Мир». Наличие мощного водоносного горизонта и открытого выра­ ботанного пространства карьера оказывает существенное влияние на выбор систе­ мы отработки. С целью поддержания расчетного уровня поступающих в карьер вод, было принято решение о сооружении системы, обеспечивающей сухое состо­ яние карьера, так называемой «сухой консервации карьера». Большинство разрабо­ танных технологических регламентов также подтверждают факт, что консервация карьера должна быть выполнена в «сухом» варианте, а в качестве способа водозащиты подземных горных выработок рекомендовано применение подземного дре­ нажного комплекса, способного обеспечить надёжный и эффективный дренаж.

Только в этом случае возможно применение высокопроизводительных систем с закладкой, обеспечивающих плановую добычу.

В работе, выполненной институтом «Гипроникель» по заданию А К «АЛРОСА», были рассмотрены варианты слоевой выемки (сплошной и камерно-целиковой) и на основе их сравнительной экспертно-технологической оценки и геомеханической экспертизы института ВНИМИ рекомендован вариант камерно-целиковой слоевой системы разработки с комбайновой отбойкой руды (рис. 2).

Отсутствие опыта ведения подземных работ на руднике не позволяет дать од­ нозначный ответ, какой порядок выемки наиболее оптимален для условий под­ земного рудника «Мир». Окончательный порядок выемки запасов можно выбрать только по результатам проведения опытно-промышленных испытаний (ОПИ).

В настоящее время на руднике проводятся работы по подготовке блока № к отработке по ранее принятым проектным решениям. Одновременно осуществля­ ется поиск альтернативных вариантов отработки запасов трубки «Мир». Все рас­ сматриваемые варианты полностью соответствуют требованиям подготовки блока № 1 и выбор включает следующие направления:

1. Усовершенствование слоевой выемки, применение многостадийной отр ботки очистных лент, применение для различных стадий отработки очистных лент различного оборудования, сочетание комбайновой и буро-взрывной отбойки.

2. Варианты камерных систем разработки с закладкой выработанного про­ странства.

3. Комбинированные варианты отработки, сочетание слоевой и камерных си­ стем отработки запасов.

Рудник «А йхал». На руднике «Айхал» в качестве основной(также как и на руднике «Интернациональный»), принята слоевая система с закладкой по тупи­ ковой схеме отработки, с камерно-целиковым порядком выемки запасов в слое.

Отработка основных запасов экспериментального блока № 1 ведется в нисходя­ щем порядке, за исключением верхних трех слоев (слои № 3-2-1), отработка кото­ рых производится по локальному проекту, в восходящем порядке, в направлении ко дну карьера.

Применение сплошного порядка отработки, в условиях рудника - не реко­ мендовано, так как его использование приведет к необходимости ведения горных работ одновременно в нескольких слоях. Это в свою очередь существенно услож­ няет организацию очистных работ, замедляет темпы их развития, потребует час­ тых протяжённых перегонов комбайна со слоя на слой, с одного фланга рудного тела на другой, сокращает время твердения закладки до момента её обнажения в кровле очистных лент нижележащего слоя.

В настоящее время на руднике проводятся опытно-промышленные испыта­ ния очистных лент с увеличенными параметрами.

Рудник «Удачный». Наиболее перспективным вариантом, в условиях место­ рождения «Удачный»,является вариант одностадийной выемки с отбойкой в зажатой среде, недостатком которого является жесткая взаимосвязь между параметрами и режимами отбойки и выпуска руды. Успешный опыт применения данной системы, при сходных условиях разработки, накоплен на шахте Северопесчанская, в которой отрабатывается мощное железорудное месторождение с высотой этажа 80 м и общей мощностью шахты более 4 млн. т/год. Применение одностадийной выемки, в данном случае вынужденное, из-за неустойчивости руд­ ного массива и обрушения камер компенсации. Однако более чем сорокалетний опыт применения одностадийной выемки на шахте показал высокую эффектив­ ность данного варианта системы при условии оптимизации параметров отбойки и выпуска руды.

Исследование и обоснование систем разработки для подземной разработки трубки «Удачная» были выполнены в технологических регламентах МГГУ, ГоИ КНЦ РАН, ИГД СОАН, ОАО «Институт ГИПРОНИКЕЛЬ». В регламентах были рассмотрены две группы систем разработки: системы с твердеющей закладкой и системы с массовым обрушением руды и пород. На основе данных работ ТЭС АК «АЛРОСА» было принято решение о применении системы разработки с обруше­ нием пород.

Система принудительного этажного обрушения со скважинной отбойкой до­ статочно больших объемов руды и донным выпуском ее на площ адное днищ е по­ зволяет удовлетворить все требования безопасности при отработке подкарьерных запасов:

1. Осуществить предварительное дренирование и дегазацию запасов этаж а за счёт опережаю щ его проведения основных выработок буровых подэтажей и гори­ зонта выпуска по всей площ ади трубки. При густой сетке этих выработок (при­ мерно 50x100 м) мож но произвести достаточно надежное обнаружение, осушение и дегазацию карстовых полостей, водосодержащ их коллекторов и кавернозных зон. В процессе бурения взрывных скважин с примерной сеткой 3x3 м могут быть обнаружены и сдренированы сравнительно малые зоны и полости, оставшиеся не­ обнаруженными при разведке.

2. Сократить количество массовых взрывов и приурочить к нерабочим дням.

С целью обеспечения безопасности в случае подрыва необнаруженных и неосушенных карстовых полостей и зон все работники шахты на момент массовых взры­ вом могут быть выведены на поверхность, а горные выработки в районе возмож­ ного обрушения руды и пород ограждены водонепроницаемыми перемычками или дверями.

3. Производить выпуск руды на больших площадях, а при необходимости и довыпуск практически в любой точке днища, позволяет предотвратить образова­ ние сплош ного водонепроницаем ого слоя в предохранительной подуш ке, обес­ печить достаточное разры хление отбитого слоя руды и за счет этого сохранить способность его к дренированию воды. Н емаловажны м при этом является воз­ можность выпуска и соответственно разрыхления руды по всей площади трубки, а не только в пределах отрабатываемого добычного блока (секции).

О тработка вертикальных рудных тел под рудной подушкой позволяет в суще­ ственной степени уменьшить разубоживание руд. П римеш ивание пустых пород будет происходить только при выемке приконтурных запасов. По расчетам ГИ К Н Ц РАН разубоживание снижается с обычных для систем с обрушением 15- до 5-7%. Потери на днищ е, как конструктивные, так и отбитой руды, не являются потерями, а только временно неактивными запасами, которые извлекаю тся при отработке ниж ележ ащ его этажа. Собственно потери образую тся при отработке приконтурных запасов и составят 3-5%.

Как следует из предоставленных данных, для отработки подкарьерных зап а­ сов трубки «Удачная»и планируемой производительности наиболее полно отве­ чает система этаж ного принудительного обрушения под рудной предохранитель­ ной подушкой. В зависимости от устойчивости кимберлитового массива может быть использован как вариант отработки с компенсационными камерами, так и одностадийная выемка. Переход от одного варианта к другому в принципе не вы­ зывает затруднений и может быть осуществлен даж е в период очистных работ.

Все предлож енны е варианты системы разработки могут быть использованы или уже используются на рудниках компании А К «Алроса». Применение того или иного варианта зависит от требуемой производительности рудника и имеющегося горно-шахтного оборудования.

ПРИНЦИПЫ ОРГАНИЗАЦИИ

СИСТЕМ ОПЕРАТИВНОГО ГЕОМЕХАНИЧЕСКОГО КОНТРОЛЯ

СОСТОЯНИЯ ГОРНЫХ ПОРОД И ВЫРАБОТОК

К ак следствие этого, происходит сокращ ение сроков освоения и эксплуатации ме­ сторож дения, образование в короткие сроки значительных плош адей подработ­ ки, увеличение объема необходимой информации для оптимального управления производством. В связи с этим должны быть усоверш енствованы существующие методы и средства оптимизации параметров систем разработки.