автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.03, диссертация на тему:Обоснование технологии выемки запасов из незаложенных камер при повторной открытой разработке пологопадающих рудных залежей

кандидата технических наук
Андреева, Наталья Ивановна
город
Москва
год
1991
специальность ВАК РФ
05.15.03
Автореферат по разработке полезных ископаемых на тему «Обоснование технологии выемки запасов из незаложенных камер при повторной открытой разработке пологопадающих рудных залежей»

Автореферат диссертации по теме "Обоснование технологии выемки запасов из незаложенных камер при повторной открытой разработке пологопадающих рудных залежей"

Московский ордена Трудового Красного Знамени горный институт

На правах рукописи

АНДРЕЕВА Наталья Ивановна

УДК 622.271 : 622.273.21

ОБОСНОВАНИЕ ТЕХНОЛОГИЙ ВЫЕМКИ ЗАПАСОВ ИЗ НЕЗАЛОЖЕННЫХ КАМЕР ПРИ ПОВТОРНОЙ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ ПОЛОГОПАДАЮЩИХ РУДНЫХ ЗАЛЕЖЕЙ

Специальность 05.15.03 — «Открытая разработка месторождений полезных ископаемых»

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

Москва 1991

Работа выполнена в институте ДжезказганНИПИцветмет НПО «Джезказганцветмет»,

Научные руководители: ■проф., дС'Кт. техн. наук ИЛЬИН С. А., ланд. техн. наук ЕЛОВИКОВ И. В.

Официальные оппоненты: ■проф., докт. техн. науж КУЛИКОВ В. В., доц.,<канд. техн. наук РОГАТИН Н. Н.

Ведущая организация — институт Гипроцвет.мет.

Защита диссертации состоится 1992 г.

[цЪо

в .(.". час. на заседании специализированного совета

К-053.12.01 Московского горного института по адресу: 117049, Москва, В-49, Ленинский лроепект, 6.

С циссертацией можно ознакомиться в библиотеке института.

Ученый секретарь специализированного совета

'.доц., <кан,д. техн. науж СЕНАТОРОВ Н. П.

ОВДАЯ ХАРШЁИ1СТИКА РАБОТЫ

Актудлыроть работц. Одной из тенденций развития народного хозяйства страны яздяотся рост потребности з металлах, что трзбует увеличения объедав добываемых руд. РеальшЛ, но не нашедший пока широкого дриыененп пул нарациэашш объемов добычи -это вовлечете в отгашту» разработку запасов, ичитавшхея ранее потеря; шиш при первиг'той полз: ной разработке. Повторная открытая разработка месторояденля способствует более полнот.^ использованию шшпралышх ресурсов недр и поддержанию производственных мощностей горнорудных предприятий п узш обжатых районах.

Вместе с тем, ведение открытых горша работ з пределах отработанных шахтных полей сопряжено с ряцт трудностей, которые усугубляются при повторной открыто" разработке шлогопадагощнх залегай. Подземная разработка таких залекэй ведется, как правило» по системам с открытым очи'тнш пространством с использованием высокопроизводительного сашходного оборудования. В ре« зудьтате, в толще кассава образуются подземные пустоты, который при повторной открытой разработке необходимо ликвидировать (погасить) тем илп юшгл способом.

Типэтеш примером пологопадаетдах месторовдсшй, подлежащих повторной разработка открыты? способом, является Джезказганское меднорудное иестороздешге. В резульг .те многолетней подземной его разработки е кедрах накоплен большой объем пустот (до 140 МЛН.М3) и оставлены а потерях ззачктелънш запасы руды - в среднем 20-25 %, а па отделышх участках до 30-Б5 %. Повторная открытая разработка месторовдения будет способствовать расширению сырьевой базы НПО "ДЕезказганшетмег".

В практике горнорудных предприятий имеется опыт буровзрывного погашения пустот, но он относится к случаям небольюго

площадного их распространения. До шсаоящего времени отсутствуют научно обоснованные рекомендации но безопасному ведению открытых горных работ зид не&алокешшми пустотами л по экскаваторной выемка целиков из камер. Существующие методы расчета безопасной толщины потолочины - части породного массива, отделяющей доживу уступа (дно карьера) о- кровли лодзешой выработки - в конкретных условиях дают чрезмерный разброс значений этого важного параметра. В итоге производство испытывает больше трудности в проек- | тированои и осуществлении повторной открытой разработки. >

Нехватка опыта повторной открытой разработки месторождений с большим объемом незаложенных пустот и отсутствие • техшлогаче~ ских решений, дозволяющих овеодечмь безопасность горных работ над пустотами, определяют актуальность данного исследования.

Цэдысг диооертадцортюй одботу является обоснование технологии выемки запасов, оставленных при первичной подзешюй разработке, на основе установления зависимости безопасной толщины карьерной потолочины от состояния масоава, динамических нагрузок от взрыва ц выемочю-погрузочшх работ, ¡то дозволяет вести работы над не-" заложенными дадзшнши камерами, уменьшить затраты на погаиеше пустот и последуадцую выемку запасов.

Идея работы состоит тз том, что карьерная потолочина является необходимым инструктивным элементом технологических схем при повторной открытой разработке меояоровдений и должна рагсчн'тнЕаться с учетом совокудшго влияния технологических, гвомеханичеоких к экономических факторов.

Научные долоаения, разработаете щто соискателем и их но-

жада.

1. При расчета безопасной толщины карьерной потолочины состояние пародного массива потолочины и динамические нагрузки, воз--действущие из нее в карьера, надо учитывать в комплексе, а не отдельно, как делалось ранее.

2. Прочность пород и структурная ослабдешюсть массива потолочины являются определяющими факторами при работе последней на изгиб. Минимально допустимая толцина потолочины находится в гииер~ боличеокои зависимости от коэффициента трещиюватости массива. -

3. Динамическую нагрузку от массовых взрывов, оказывающую преобладающее влияние на устойчивость карьерной потолочи1ш, следует шрахать через объем взрываемого блока и площадь развала взор-

• <*

( ватой х'орной массы. Увеличешо площади развала в 2 раза при постоянном объеме взрываемого блока приводит к слюешш динамических нагрузок от взрыва в 1,5-й ,1 раза и уменьшению безопасной толщины потолочины в среднем в 1,3 раза.

4. Максимальная прибыль прт селективной выемке целиков из нез&отеншх хсамер достигается при полной заполнешш иц породами обрушшшой потолочины и при взрывашш целиков сквашишши зарядам.

спим моделированием технологических схем выемки о использованием апробированных аналитиче ких зависимостей при составлении расчетных алгоритмов, соблюдением эквивалентного подсбкя при центробежном моделировании, совпадением результатов теорети^чских исследований с данными натураых а лабораторных экспериментов, опыт-ш-прошылекшй проверкой технологических схем выеши на карьере "Петро-Холы" НПО 'Джезказганцветмет".

Значение, работы. Научное значение исследования состоит в теоретическом и экспериментальном обосновании технологии выемки запасов из незаложенных камер при повторной открытой разработка.

Практическое значение диссертации заключается в разработке методики расчета безопасной толщины карьерной потолочины и испытанных на практике технологических схем выемки целиков из кат,юр.

целиков реализуется при повторной открытой разработке Джезказганского месторождения па опытном участке "Петро-Холм". Экономический эффект от внедрения предложенных технологических решений составил. около 190 тыс.руб.

Апвобэиид работы. Идея, основкш положения диссертационной работы докладывались и были одобрена на Всесоюзном научно-техническом семинаре до проблемам повторной разраоозки Джезказганского месторождения при Московском геологоразведочной институте (Мое 1С?а, 1988 г.)» на расширенном заседании лаборатории горного давления и крепления гордая выработок в ЕГД АН Республики Казахстан (Алма-Ата, 1989 г.), на Всесоюзном семинаре-совещании по воп-росагл охраны окружающей среды (Усть-Каметогорок, 1989 г.), на научном семинаре кафедры "Технологии, механизации и организации открытых горных разработок" Московского горного института (Москва, ,

»

Обоснованная в работе технология внемки

1УЭ1 г.), Ш научно-техническом совете горшх лабораторий института ДжезказганШШЩвеамет (Джезказган, 1991 г.),

Лу&щщдщ. Но теме диссертации опубликовано II работ.

Объем работы. Диссертационная работа состой® из введения, б глав, списка использованных источников из /оЗ наименовании,

Ч приложений, изложена на /Л & страницах машинописного текста, содержит 34 рнсунк®., // таблиц.

ОСНОВНОЕ СОДЕШШИЕ ИШОГЫ

В настоящее время в области повторной откргтой разработки рудных месторождений успешно работают многие научно-исследовательские и проектные органиэами: Гищюцветыет, Ушшромедь, Двезказ-ганНШЦцватмег, ИГД АН Республики Казахстан, МГИ, МГРИ, ДРИ и др. Экономические, технологические и геомеханические аспекты повтор-шй разработки освещены в трудах академика В.В.Р.кевского, докторов наук А.¡1 .Арсентьева» В,11 .Борв,-Комдош1йца, Д.М.Казикаева, В,В.Куликова, АД.Ползвдука, Ю.И.Чабдаровой, С.Л.Шашурина, В.А. Щелкаиова, Б.II.Юматова, С.А.Ильина, кавдкдатов наук и горных инженеров Л.А.Атамася, Г ,А .Весалова, Г.ЕД'улевича, М,И.Каркешва, Б.И.Захваткина, В.И.Осадчаго, В.А.Опарина, Е.А.Салакова, Г.С.Са-фаргалиева, М.Ф.ШшДцера и др. Большая часть научных рекомендаций применима к разработке крутопадающих месторождений (типа Кривбассжих), менее изученными являются вопросы открытой разработки пологопадающих месторождений типа Джезказганского. Последнее особенно проявилось при опытной разработке участка "Летро-Холн" ЕЛО "Дкезкэчганцветмет".

Участок отрабатывает запасы, оставленные в шахтном поле на 1'лубине 30-60 м, при буровзрывном способе погашения пустот. Вы-Я1:шюсь, дао иыеюидюся методы расчета безопасной толщины карьерной потолочину (для конкретных условий участка) дают чрезмерно оольшй разброс искомого параметра: от нескольких до сот.ен метров. Более глубокий анализ позволил установить причину такого явления: оказалось, что эти методы учитывают дал ею ие все фактора, влияющие на устойчивость потолочины, преувеличивая, в кавдом, роль того пни иного фактора. Требование обеспечить безопасность горних работ над незачоквнншш кустоташ предопределило нэобходм-теть более тщательного обоснования безоиасной толщины карьерной потолочины.

Вторая трудность, с'шторой столкнулись производствешшси,-это отсутствие научно обоснованных и лроверднных на практике ро-зсомэвдаций по технологии выемки. опорных целиком из камер, погашенных буровзрышым способом. В частности, неясными были э- о-дамечесхие последствия выемки запасов при различной степени заполнения разновысоких камер породой обрушенной потолочины (с учетом потерь 2 разубозгазашя руды при выемке).

Отмеченные пробелы в научных рекомендацией определили круг задач, ракаемых в данной диссертационной работе: обоснование безопасной толщина карьерной потолочины в изыскание такта схем вывши оставленных запасов, дря которых достигается максимальная прибыль от повторной разработки ыэстороздошш. Эти задачи решаются применительно к первоочередным, самым верхним участкам повторной разработки, где добыча руд открытым способогл является экономически оправданной уго сейчас.

В начале исследования, на основе изучения литературных источников, бшш выявлены и сгруппированы факторы; влияющие на устойчивость карьерной потолочины. В первую группу бшш включены фактора, характеризующие состояние породного массива потолочины: строение массива, прочностные свойства пород, слагающих массив, и др.; ко второй группе отнесены геометрические параметры камер: их ысота, длина пролета мезду опорными целиками и др. И, наконец, третью группу моторов образуют динамические и статические нагрузка, воздействующие на потолочину при ведения открытых горных работ в районе пустот. Позиция автора диссертации состоит в том, что все эти факторы следует рассматривать и оценивать не изолированно, а в комплексе, в неразрывной связи ыегду собой.

Физико технические и геометрические факторы являются базовики, состав же и действие факторов третьей группы зависят от местоположения потолочины по глубина. По атому признаку карьерные потолочины подразделены на два вида: поверхностного (до глубины ВО м) и глубинного (30-150 м) типов. В первом случае потолочина иоает быь разбурена с цель» погаиешш непосредственно с земной поверхности (глубина бурения ограничивается техшчесшп.ги возможностями бурстанков), на потолочину действую-! только нагрузки от работающего на ее кровле бурстанка и взрывные нагрузки от работ, ведущихся на других (в плане) участках фронта.

- Ь-

Потолочина глубинного типа испытывает, наряду с отмеченными выше, нагрузки от массовых взрывов ьа всех вышележащих уступах, в особенности на самом никнем, расположенном непосредственно над потолочиной. К этому добавляются ударные -нагрузки от развала взорванной горкой массы и нагрузки от работающего на потолочине выемоного и транспортногр оборудования. Нагаий предел глубины здеоь ограничивается экономическими условиями первоочередных участков повторной открытой разработки, а танке глубиной, где влияние природного поля напряжения еще не имеет существенного значения.

В результате обобщения имеющихся представлений о механизме действия нагрузок на карьерную потолочину предложен аналитический метод расчета безопасной ее толщины дифференцированно для обоих видов потолочины. При изучении н математическом описании влияния физико-технических и геометрических факторов были использованы результаты исследований казахстанской школы геомеханакэв во главе с дохт.техн.наук Ю.И.Чабдаровой.

Минимально допустимую (безопасную) толщину И потолочины поверхностного типа предлагается определять по следующей формуле:

2<о«ьг.м

где п - ЮЕйупдент запаса прочности, компенсирующий действие второстепенных, неучтенных факторов (рекомендуется пошатать т\ = 2); .

- зюзййшнент, учитывавший в сопромате соотношение длин сторон плкты - потолочины (например, при одинаковых значениях глин сторон £ = 0,31);

& - плотно ста. мазлива , т/мл;

£ - длина пролета ш;?ду центрами целиков, м;

- коо^фщяент дзнгаг.'.лчтсти при взрывных нагрузках (до результатам окспорименталышх работ К д. =. 1,5);

¿имм— предел прочности пород на изгиб в массиве, т/иГ ;

и ~ удельная ^¡агрузка на штолочшу от массы буровгго станка, ?/:/*;

- коэ^щиент динамичности при раооте оборудования

- в-

Структура общей расчетной формулы сохраняется и для потолочины глубинного гида, но она содеротт дополнительные элементы-и более высокие значения коэффициентов {\ и Кд :

Ь - <аЕ><о»г«-Р'') .

»1 — п I ?

2(Ьм1Г.м

где П =5 (ввиду больших, чем в предыдущем случае, нагрузок на потолочину);

КА = 2 (по рекомендациям института "Унипромедь");

— коэффициент, учитывающий многократность взрывных нагрузок (по исследованиям института ''Унипромедь" притаился К* = 1,3);

р' - удельная ударная нагрузка от развала ьзорванной горной масзы, т/г,г;

О' = -Р-: т /а (3)

Р $3 ' А

где Р - энерпя, затраченная на взрывное перемещение горной массы из массива взрываемого блока, тм;

■ Б - площадь развала, гГ;

Ъ - поперечное расстояние от центра ядаести взрываемого блока до центра тякести развала, м.

На основе выражений (I) и (2) исследована с применением ЭК,! - зависимость безопасной толщины потолочзшы К от сопротивления пород на изгиб при варьировании козффэднрчта трещшювато-сти К Тр . Установлено, что исследуемый параметр 1\ находится п гиперболической зависимости от величины юзффиздиепта Ктр и сопротивления (эизг (рис. I).

Существенное технологическое значение шест зависимость Ь = . Оказалось, что величина Н линейно возрастает

цри увеличении объема взрываемого блоха V? ,но уменьшается с увеличением площади (шкриш) развала. Гак, увеличение ось ж с 4 до 20 тыс.м3 приводит к утолщению потолочины на 4.-6 м. 'Л,наоборот, при увеличении шпрпш развала в два раза дод^огшетя величина Ь уменьшается ка 3-6 м. Следовательно, для сшсешя динамических нагрузок необходимо применять то схемы и методы взршп-ния, которые позволят увеличить ширину развала.

Расчет минимально допустимой толщины карьерной дотолочиш-:, выполненный яродлоь'ешшм методом для различных условий, показал.

■»в зь 34 32

га 25 24 22 20 1в 48

М

■»2

<9 &

6 А £

нза

зги

«а «и ¿,йи/м«

Рко.1 Зависимость безопасной толщины карьерной

потолочин* ( К ) от предела прочности пород на изгиб ) с учетом коэффициента

тредкноватости К-тр ) 1. Сего* взрнвгемего Сяоха У* • М тис.м3; ?. УУ 20 тис.к3

■в-

что ока в любом случае на должна бнть мекое 5 м.

Проведенные аналитические по следования, хотя и основываются на известных положениях строительной механика и сопромата, под-крршшясь в части определения расчетных коэффициентов опнтно-про-мьшешшма исгштанняля, тем не менее носят поисковый характер. Поэтому было признано необходимым проверить выведенные теорекгча-скшл путем зависимости и рекомевдуеше параметры сопостаалеш-ем их с резуидаташ физического моделирования.

Из имеющихся методов последнего был выбран метод центробежного моделирования, широко применяемый многими исследователями для ревашя геом^ханических задач. Экспериментальные работы были выполнены 1а лабораторной базе ИГД АН Республики Казахстан. Моделирование проводилось с соблюдением прочностного, масштабного и силового заюпов подобия. Были испытаны плоская и объемная модели из гилсолесчаньк смесей.

Результаты моделирования выявили высокую сходимость данных, полученных теоретически.! и экспериментальным путями; расхоздение не дрезысило 10-15 %. Так, минимально допустшая толщина карьерной потолочины над панельч !? пахты .'5 55 НПО "Днезказганцветмот" при моделировании составила (в пересчете на натуру) 17,8 м при расчетном ее значении 19,5 и. В дальнейшем, правильность рекомендаций по безопасной толщине потолочины была подтверждена на отгтдам участке "Петро-Холм": за 3 последних года но зафиксировано ни од-лого провала потолочин, толщина которых определена лредлокенным методом.

Дополнительно при моделировании было установлено, что масса карьерного оборудования (статическая нагрузка) не оказывает значительного влияния на устойчивость карьерной потолочины. То же самое относится и к ширине рабочей площадки уступа над пустотой (в диапазоне от 20 до 80 м).

Решение задачи по обеспечении безопасности горных работ в районе пустот позволило приступить к разработке технологии выемки целиков из камер. Из различных источников были выбраны у&е гоиме-нявшиеся, а такие предлагаемые схемы выемки; установлено, что все их мозшо сгруппировать го способу о1уриваняя и взрыгиня целиков, зависящему, в свою очередь, от стслони заполнения камер породой обрушенной потолочины (рис. 2).

В придаете, заполнение камеп мошэт бнтг, неполным и полны:,т. В первом случае обуривать н взрывать делю® одывременю с потоло-

Степень заполнени; камер обрушенной ПОССЛОЙ Способ обуривакля и вэривания целиков |

скважинный шпуровой комбинированный

Полное заполнение Л К « А Рк

Неполное заполнен^ е 0 1 4 Р № 1 * ь

Рис.2 Способы обуриваккя и взравания целиков при различной степени заполнения камер обрушенной породой потолочины (показана последовательность работй

чиной нельзя из-за потерь руды в верхней (оонаетвшейся) чаем целиков; их приходится разбуривать после посадки потолочины шпуровым методом с помощью буровых машин, применяемых обычно на подземных работах. При полном заполнении камер воз..шш o6yps£Basaio целиков сверху карьерными бурстанкамя и, соответственно, взрывание вертикальными скваниннши зарядами. Оно ютет происходить или одновременно с обуриванием потолочины, или после ее посадки, уборки обрукенной породы над цадиками и обнажения кровны целиков; в обоих вариантах кавдый целик взрывается в заише, в окружении обрушенной породы. Как в первом, rait и во втором случае возыокна схема со шуровой отбойкой руды из невзорванных заранее целиков при послойном или полном их обнажении после выемки окружающей целики породы.

Так как степень заполнения камер обрушенной породой определяется - при известном коэффициенте разрыхления Кр - соотношением высоты камеры Кк и толщины потолочины hn (рис. Б,а), то все многообразие технологических условий выемки может быть сведено к трем вариантам: 1~Кп'Кр>Ик, и-Ьв-Кр = Ь* и m - hn-Kp< Ьн (рис. 3,6).

Для каддой из отих ситуаций создана эконогдхко-математнческая модель выемки целиков из камер, учитывавшая разный уровень потерь и разубошшания руды в сравниваемых технологических схемтх (по данным исследований канд.техн.наук Е,А.Сапакова и В.И.Осадчого). Определялись прибыли от выемки оставленных запасов по полному циклу затрат: на погашение пустот, выемку руды, транспортироваши ео на обогатительную фабрику и переработку руды в конечный продукт - металл. Варьировалась толщина потолочины от 5 до 15 м и высота камер от 5 до 20 м, расчет велся с применением ЭВМ.

Установлено, что наибольшая прибыль достигается при полном заполнении камер породой обрушенной потолочины, последующем обу-рива1^Я1 целиков с обнаженной их кровли и взрывании сквакшаыш зарядами (идеальный вариант:, hn-Kp"h« ) ~ (рис. 4).

Данный вывод был проверен экспериментально на опытном участке "Петро-Холы" НПО "Дкезказгащветмет" пjh отработке запасов,оставленных в полях шахт "Петро-4" и S £4. Были испытаны различные технологические схемы9 внешш в продолах соотношения ^ ftw -Определенные трудности на практике лызшш поиск целпков з шрз.-бианноы пространстве камеры. Для Солее точного определения параметров через мг.ссив потолочины Сил успешю применен метод

I кп • Кр > Ьк

Л' Ьп Нр < Ьк

Рис.3 Стопень заполнения камер обрупеш.ой породой с учетом коэффициента раэрнх-сиия по вариантам I, П, Ш

Рис.4 Зависимость'прибыли П ) от ваекяи целиков при различной высоте каизр Ни)

1,П,Е - варианты залоднзния каиор Сем. рис.-3); г

олектроразведки (с участием автора),

В целом, содержащиеся в данной работе технологические рекомендации, являясь частью научного обеспечения повторной разработки Дкозказганского месторождения, позволили осуществить внемку запасов на открытом участке "Летро-Холм" в объеме ополз 300 тыс.т и получить экономическим эффект около 1Ь0 тыс .руб. Наупше разработки автора вошли в "Рекомендация по технологическому регламенту повторно¡1 разработки Дкезказганского местороядения".

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В результате исследований получено новое решение актуальной научной задачи, заключающееся в обосновании теаюлогш выемки запасов, оставленных при первичной псдземнои разработке, на основе установления зависимости безопаской толлдоны карьерной потолочины от состояния массива л 'действуацих на нее нагрузок, что позволяет вести горше работы над незаложенными подземными камера», уменьшить затраты на погашение пустот и последующую внемку запасов.

Основные вывода и рекомендации заключаются в следующем.

1. При выемке открытым способом запасов, оставленных в целиках незаложенных камер при первичной подземной разработке полого-падшощих рудных залетай, главным параметром язляется толщина карьерной потолочина, обрушаешй буровзризнш способом.

2. Толщина карьерной потолочпш определяется по двум критерия.! : минимально допустимая (безопасная) - по условию ее устойчивости при ведении горных работ над лустогада и рациональная (сверх допустимой) - по наибольшей прибита при селективной выегякз целиков из камер.

3. Бззопасную толщину карьерной потолочины рекомендуется рассчитывать аналитически по предлагаемому методу, правильность которого подтверждена физическим моделированием геомеханических процессов и результатами опытно-промышленной проверки в производственных условиях. Расчет следует вести дифференцированно: для потолочин на глубине до 30 м и в диапазоне свыше 30 и до 150 м.

4. Решающее влияние на безопасную толщину карьерной потолочины оказывают динамические нагрузки, в особенности, от взрывных работ; статические нагрузки от находящегося на потолочине оборудования по сравнению с-динамическими незначительны и ими в расчетах макао пренебречь.

5. Динамические нагрузки на потолочину иошо снизить умень-Ш61Ш6М объема вгчываемого блока и увеличением ширины развала. Так, при уменьшения объема взрываемого блока в скальных гшродах с 20 тыс. м3 до 4 тыс. м3 динамические нагрузки от взрыва ciai-яаются вдвое, что приводит к уменьшению безопасной толиуиш карьерной потолочины на 4-Ь м.

6. Наибольшая прибыль при селективной выемка запасов из цо~ ликов ххыер, погашенных буровзрывным способом, достигается при обуривашш я схсвалшюм взрывании цалшсов с их кровли. Для этого фактическую толшшу карьерной потолочины (сверх минимально допустимой) рекомендуется прлншлать из расчета- полного заполнения камеры породой обрушенной потолочины.

7. Для условий повторной открытой разработки Дкезказх-анско-го месторождения на опытном участке "Петро-Холм" предлагается:

- попользовать метод олектроразводки для обнаружения целиков в обрушенном массиво потолочины;

" принимать безопасную толщину карьерной потолочины над пустотами не менее 5 м;

- осуществлять выемку целиков ло тохшлод-аческой схеме со скваышшм их взрыванием.

Внедрение этих рекомендаций за данном участке позволило получим фактический экономический эффект в размере около 190 тыс.

; руб.

| 8» Обосиовавныо б работе технологические реыегаш рекоменду-

; ются горным предприятиям н органиаациш, осущесгвлякшрш и проек-тярующпм повторную открытую разработку месгороадений исследуемого типа.

Основные соложения диссертации излокешх в следующих работах:

X. Садаргалаев Г.С., Сашжэв Е.А., H.H.Аццрсзва, Вторичная заработка с писанных в потери запасов - резерв сырьевой базы Диезказгана, - Цветная металлургия, .1982, J5 2I. ~ с. 10-12.

'¿. A.c. II04277 (СССР). Способ погашения пустот / Сафарга-лиев Г.С., Сапаков Е.А., Андреева H.H. ~ Опубл. в Б.И., 1984, а 27.

3. Каркенов П.И,, Сафаргалиев Г.С., Андреева Н,И. Возможность открытой разработки Джезказганского мостороиук •-'ня / Тезисы докладов Всероссийской конферещкн. - Челябинск, 1983, - с. 47.

4. Сафаргалиев Г.С., Сапаков Е.А., Андреева H.H. Вторичная разработка открытым способом - перспектива полноты извлечения запасов и рационального использования недр Дяезказгаиского меото-ровдения / Тезисы докладов ДкеэкаэганскоЯ научной конференции,-Джезказган. 1934, ч. П - с.63-66.

5. Са$аргалиев Г.С,, Андреева H.H. Горно-геологические, горно-технические и организационно-социальные условия сопутствующие вторичной разработке месторо-глекад - Доп. в ВШШ1 13.09.85, й 6Q5&-85,

6. Еловиков И.В., Сафаргалиев Г.С., Андреева H.H. Повторная разработка Дяезказгаиского местороадеюш открытым способом,-Деп. в ВИНИТИ 09.12.85, 13 7413 - B.U.

7. Каркенов 1.1.11., Сафаргалирв Г.С., Сапаков Е.А., Авдрее-ва Н.И. Возможность вторичной отработки Джезказганского месторождения открытым способом. - Сб.научн.тр. ВНННцветмет, Г; 47. -Усть-Каменогорск, 1986, - c.IOS-III.

8. Сапаков Е.А., Андреева H.II. Некоторые результаты центробежного моделирования карьерной потолочины при повторной разработке Дкезказганокого месторождения. - Дел. в ВИШШ1 29.03.83,

Je 1805 - ЦМ.89.

9. A.c. X488479 (СССР). Электромеханический щуп для опрвде-ления глубины обрушения массива и высоты навала породы в выработанном пространстве / Еловиков И.В.,-Седыкин Л.С., Грималь-ский Б.В., Андреева Н.И. - Опубл. в Б.Н., 1989, й 23.

10. Андреев" Н.И. Определение толщины карьерной потолочшш применительно к условиям fipi торной разработки Даеаказгансюто месторовде-ия / Тезисы докладов республиканской научнснпрактиче-окой конференции. - Усть-Каменогорск, 1989. - с. 95.

II- Сапаков Е.А., Андреева Н.И. Определение безопасных размеров потолочин при повторной разработке карьерным способом Джезказганского месторождения. - Бюллетень цветной металлургии, 1990, й 4. - с. 4-6.

¿Ж /0Р