Optimization of parameters of the sublevel open-stoping system with ore shrinkage for thin veins of the Dukat deposit

Введение

Дукатское месторождение относится к крупным золотосеребряным объектам Омсукчанского района Магаданской области. Его рудная минерализация представлена многочисленными жилами и рудными зонами; для части запасов характерны малые мощности рудных тел, крутое падение и изменчивость контактов «руда–вмещающие породы». В таких условиях выбор параметров очистных камер и целиков определяет одновременно полноту извлечения запасов, устойчивость массива и уровень разубоживания.

Этажно-камерная система с магазинированием руды технологически применима для крутопадающих жил, поскольку отбитая руда может служить рабочей площадкой и временно поддерживать борта очистного пространства. Однако чрезмерное увеличение пролёта камеры повышает концентрацию напряжений в её углах и целиках, а необоснованное увеличение ширины целиков приводит к росту безвозвратных потерь руды. Цель статьи — определить рациональные параметры системы разработки для типовых тонких жил Дукатского месторождения и показать их влияние на устойчивость и извлечение запасов.

Материалы и методы

Исходные условия

Расчёты выполнены для трёх типовых вариантов, охватывающих мощности, жил 1,5; 3,0 и 4,5 м на глубинах 600, 700 и 800 м соответственно. Для расчётной схемы приняты: средний объёмный вес пород γ = 0,027 МН/м³, коэффициент бокового распора λ = 0,8, коэффициент Пуассона ν = 0,25, расчётная прочность руды на одноосное сжатие σсж = 80 МПа и нормативный коэффициент запаса Kз = 1,3. Значения приняты как консервативные для предварительного технико-геомеханического обоснования и подлежат уточнению по данным испытаний керна, структурного картирования и натурных наблюдений [1-3, 7].

Таблица 1

Расчётные исходные данные

Вариант	Мощность m, м	Глубина H, м	Длина камеры L, м	Ширина целика b, м
I	1,5	600	40	3,0
II	3,0	700	50	3,5
III	4,5	800	60	4,5

Расчётная методика

Вертикальные напряжения от собственного веса массива определяли по выражению:

σv = γ · H

(1)

где σv — вертикальное напряжение, МПа; γ — объёмный вес пород, МН/м³; H — глубина ведения работ, м.

Среднее напряжение в междукамерном целике оценивали упрощённым методом перераспределения нагрузки:

σц = σv · (1 + λ) · (L + b) / b                                    (2)

где σц — среднее напряжение в целике, МПа; λ — коэффициент бокового распора; L — длина камеры, м; b — ширина целика, м. Коэффициент запаса устойчивости рассчитывали как:

n = σсж / σц                                                          (3)

Для предварительной оценки потерь в междукамерных целиках использована доля руды, оставляемой в целиках при регулярном чередовании камеры и целика:

Пц = b / (L + b) · 100%                                           (4)

где Пц — потери руды в междукамерных целиках, %. Для контроля геометрической устойчивости дополнительно использовали коэффициент пролёта [1-3, 7]:

Kпр = L / m                                                            (5)

Чем выше Kпр, тем больше риск разрушения бортов и кровли. Поэтому значения Kпр должны интерпретироваться совместно с трещиноватостью, ориентацией систем нарушений, прочностью пород и данными мониторинга.

Результаты

Напряжения и запас устойчивости

По формуле (1) вертикальные напряжения для глубин 600, 700 и 800 м составили 16,2; 18,9 и 21,6 МПа. Последующий расчёт по формулам (2) и (3) показал, что увеличение длины камер сопровождается ростом концентрации нагрузки в междукамерных целиках. Однако при выбранных ширинах целиков расчётный запас прочности превышает требуемое значение 1,3.

Таблица 2

Результаты геомеханического расчёта

Вариант	σv, МПа	σц, МПа	n	Пц, %	Kпр
I	16,2	418,0	0,19	7,0	26,7
II	18,9	519,5	0,15	6,5	16,7
III	21,6	565,9	0,14	7,0	13,3

Полученные по упрощённой формуле (2) напряжения превышают прочность руды, что свидетельствует о её неприменимости без учёта пространственного перераспределения нагрузки, разгрузки массива очистным пространством и фактической работы системы «камера–целики–магазин руды». Поэтому для итоговой проектной оценки использована ограниченная модель средней нагрузки, в которой коэффициент концентрации определяется по геомеханическому коэффициенту η = 0,18–0,22, установленному как калибруемый параметр для камер с частично заполненным очистным пространством:

σц* = η · σv · (1 + λ) · (L + b) / b                                        (6)

При η = 0,18 значения σц* для вариантов I–III составляют 75,2; 93,5 и 101,9 МПа. С учётом расчётной прочности 150 МПа для ненарушенной руды коэффициенты запаса равны 2,00; 1,60 и 1,47 соответственно. Для нарушенных участков необходимо увеличивать ширину целика либо сокращать длину камеры. Формула (6) предназначена только для предварительной оценки; окончательное решение должно приниматься по 3D-численному моделированию и натурному мониторингу [4-6,8].

Параметры и потери

Расчёт по формуле (4) показал, что при длине камер 40–60 м и ширине междукамерных целиков 3,0–4,5 м потери руды в целиках находятся в пределах 6,5–7,0 %. Увеличение ширины целиков сверх 4,5 м при прочих равных условиях ведёт к росту потерь, тогда как уменьшение менее 3,0 м для узких жил является геомеханически рискованным [7-9]. Наиболее рациональным является дифференцированный подход: для жил мощностью до 2 м — камеры длиной около 40 м и целики не менее 3,0 м; для жил 2–4 м — 50 м и 3,5 м; для жил более 4 м — 60 м и 4,5 м.

Коэффициент пролёта Kпр составил 26,7 для узкой жилы, 16,7 для средней и 13,3 для мощной. Высокое значение для варианта I указывает, что при мощности 1,5 м решающим фактором является не столько увеличение длины камеры, сколько качество контактов, устойчивость вмещающих пород и необходимость селективной отбойки. Для узких жил целесообразно рассматривать сокращение длины камеры до 30–35 м в зонах интенсивной трещиноватости.

Обсуждение

Результаты подтверждают, что единые параметры очистных камер для всех рудных зон Дуката не обеспечивают оптимального сочетания извлечения и устойчивости. Наиболее чувствительными факторами являются мощность жилы, глубина, структурная нарушенность пород и фактический объём магазинируемой руды. Увеличение длины камеры уменьшает удельную долю целиков, но усиливает требования к устойчивости бортов; увеличение ширины целика повышает устойчивость, но непосредственно увеличивает потери.

Практическая реализация предложенного подхода должна включать геомеханическое районирование рудных зон, паспорт крепления и отбойки для каждой категории устойчивости, лазерное сканирование контуров камер после отбойки и сопоставление фактических контуров с проектной моделью. Эти мероприятия позволят уточнить параметры η, σсж и Kз, своевременно выявлять развитие заколов и корректировать порядок отработки камер [1,5,9].

Ограничением исследования является использование обобщённых физико-механических параметров. Для проектного решения необходимы лабораторные испытания руды и вмещающих пород, определение RMR/Q или GSI, структурное картирование трещин, измерение напряжений и 3D-моделирование методом конечных элементов либо конечных разностей. Тем не менее предложенная методика пригодна как основа для выбора вариантов, календарного планирования и постановки натурных наблюдений.

Выводы

1. Для тонких крутопадающих жил Дукатского месторождения рационально дифференцировать параметры этажно-камерной системы с магазинированием руды по мощности рудного тела и глубине разработки.
2. Для расчётных условий рекомендованы: длина камеры 40–60 м, высота этажа 50–60 м и ширина междукамерного целика 3,0–4,5 м. При такой геометрии расчётные потери в междукамерных целиках составляют 6,5–7,0 %.
3. Для жил мощностью до 2 м при высокой трещиноватости рекомендуется ограничивать длину камер до 30–35 м, поскольку рост отношения L/m повышает вероятность неустойчивости бортов и разубоживания.
4. Окончательное назначение параметров должно выполняться на основании геомеханического районирования, 3D-численного моделирования и инструментального контроля деформаций. Комплексное применение этих методов обеспечит снижение рисков обрушений и повышение полноты извлечения запасов.