Введение

Современная горная наука решает теоретические и технические проблемы горного дела.

Первая проблема—это обеспечение сырьем. Казахстан имеет запасы практически всех полезных ископаемых, но, как известно, месторождения полезных ископаемых залегают в самых различных условиях и географических точках нашей страны, поэтому решать проблемы ресурсообеспеченности горного производства необходимо комплексно, с учетом полного освоения недр.

Вторая проблема — это проблема технологии производства. Именно технология добычи и первичной переработки полезных ископаемых определяет основные технико-экономические показатели производства. Возможности традиционной технологии (открытые и подземные горные работы, основанные на отбойке горной массы в форме куска) практически исчерпаны. Это значит, что только новые методы, в основе которых лежит новый принцип добычи, могут решить проблему технологичности горного производства.

Третья проблема—экологическая. В проектах новых производств необходимо учитывать затраты, связанные с природоохранительной деятельностью и работами, связанными с комплексным освоением добываемых полезных ископаемых, которые должны предусматривать допустимые нагрузки на объекты окружающей среды.

Четвертая проблема — обеспечение комфортности производства—играет весомую роль в повышении производительности труда и имеет социальное значение.

Пятая и основная проблема, связывающая воедино все вышесказанное — это проблема экономики. Необходимо отметить, что экономика производства связывается с качеством получаемого продукта и его потребительскими свойствами. Дав лучшее качество, по существу, мы даем повышение производительности труда, а, следовательно, и экономический эффект.

Использование традиционной технологии связано с увеличением затрат живого и овеществленного труда, а следовательно, и с уменьшением производительности труда, так как основные резервы этих технологических схем уже практически исчерпаны. В настоящее время все больше возрастает необходимость отработки бедных и глубокозалегающих месторождений, однако современный уровень науки и техники не позволяет решить поставленные задачи при одновременном повышении экономической эффективности производства и удовлетворении требований охраны окружающей среды. Разрешение этой кризисной ситуации связано с поиском принципиально новых решений, основанных на соединении в недрах операций по добыче, обогащению и переработки полезных ископаемых, т.е., на геотехнологической основе.

Геотехнологические методы добычи в силу своей специфики оказывают на окружающую среду наименьшее воздействие и являются наиболее природоохраняющими.

Именно геотехнологические методы способны создать максимум комфортности, обеспечив решение социальной проблемы горного дела.

В настоящем методическом руководстве приведены основные особенности геотехнологических методов и их классификация, основные понятия и определения.

1 Расчет предельно-допустимого размера камер

В самостоятельной работе студентов по курсу «Геотехнологические способы разработки месторождений полезных ископаемых» важное место занимает написание практических работ.

Вариант практической работы задается преподавателем. При выборе варианта студенты должны быть внимательны. Работа, выбранная не по своему варианту, возвращается студенту без проверки и зачета. Обозначения параметров указаны в приложении А.

Расчет производится по методике Г.В. Кузнецова, основанной на гипотезе балок, с учетом коэффициента пригрузки К_п от вышележащих слоев.

3.1 Величина предельно-допустимого пролета камеры определяется по формуле:

2R = , (3.1)

k_п = (0,065 – 0,056tgφ) (3.2)

где А – коэффициент, учитывающий характер защемления пролета на опорах и степень деформации пород (А = 2 при максимальной деформации без нарушения сплошности кровли);

σ_{изг. дл} – длительная прочность пород несущего слоя на изгиб, (т/м²);

h₀ – мощность несущего слоя, м;

k_п – коэффициент пригрузки (вычисляется по формуле 3);

tgφ – коэффициент трения между слоями (tgφ = 0,260,6);

h_i – мощность пригружающего слоя, м.

3.2 Ширина ослабленной зоны определяется с учетом размеров, формы и взаимного влияния камер

В = R , (3.3)

где В – ширина зоны ослабленных пород, м;

R – радиус камеры, м;

ρ – плотность каменной соли, кг/м³;

Н^/ – глубина разработки, м;

Р – противодавление рассола на глубине Н (какая-то часть давления рассола Р [1/3; 1/4; 1/2 и т.д.]);

С – сцепление соли, МПа (С = 4,5 МПа);

Е – коэффициент взаимного влияния камер.

- для двух сближенных камер

Е = (3.4)

- для группы скважин

Е = (3.5)

где а – отношение ширины целика к радиусу камеры;

k – коэффициент формы поперечного сечения камеры, равный: для одиночных камер 1,1÷1,3; сдвоенных – до 1,35; групповых – до 1,5.

3.3 Расчет устойчивости междукамерных целиков производится по методике, основанной на гипотезе Турнева – Шевякова, исходя из прочности целика, по формуле:

n = , (3.7)

где σ_р – разрушающее напряжение, определяемое с учетом давления рассола на стенки камеры, веса покрывающих пород и формы целиков, МПа;

σ_д – действующее на целике напряжение, определяемое с учетом собственного веса целика, а также воспринимаемой им разницы между весом растворимых пород и давлением заполняющего камеру рассола, МПа.

σ_р = ( )· , (3.8)

σ_д = + ρ₁ h, (3.9)

где Н₀ – мощность покрывающих пород, м;

h – высота целика, м;

L – расстояние между скважинами, м;

R – радиус камеры подземного растворения, м;

ρ, ρ₁, ρ_р – соответственно плотности каменной соли, покрывающих пород и рассола, кг/м³;

Р – давление рассола в средней по высоте части камеры, МПа (Р = ρ_рН, Н – глубина рассматриваемого сечения, м);

σ – прочность каменной соли на одноосное сжатие, МПа;

β – угол внутреннего трения, градус.

3.4 Допустимая величина коэффициента запаса прочности должна быть не менее 1,2 – 1,4. Полученные значения коэффициента запаса прочности сравнивают с заданными: при n > 1,4 следует уменьшить L, при n < 1,4следует увеличить L. Расчет произвести заново.

Полученные данные проконтролировать по методике, основанной на теории механики сплошной среды – допустимые по устойчивости размеры целика (Д) устанавливаются по ширине зоны ослабленных пород вокруг рассольных камер (В) из условия Д ≥ 2В.

Д = L – 2R (3.10)

Рисунок 3.1 – Схема расположения скважин

а = (3.11)

3.1.5 Расчет мощности потолочного целика производится по формуле:

h_n = + , (3.12)

где h_n – мощность потолочного целика, м;

ρ, ρ₁, – соответственно плотности соли и надсолевых пород, кг/м³;

2R – ширина камеры, м;

m – высота зоны обрушения надсолевых пород, м;

n – коэффициент запаса прочности;

σ_дл – длительная прочность каменной соли на одноосное сжатие, МПа.