автореферат диссертации по разработке полезных ископаемых, 05.15.02, диссертация на тему:Обоснование рациональных технологий с обрушением для комплексного использования запасов наклонных рудных залежей

од

; - > На правах рукописи

УДК 622.34.342.553.045

ВЕРСИЛОВ Сергей Олегович

Обоснование рациональных технологий с обрушением для комплексного использования запасов наклонных рудных залежей

05.15.02 "Подземная разработка месторождений полезных ископаемых"

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

НОВОЧЕРКАССК 1996

Работа выполнена в Новочеркасском государственном техническом университете на кафедре "Подземная разработка месторождений полезных ископаемых"

Научный консультант. доктор технических наук, профессор,

заслуженный деятель науки и техники РФ, академик АЕН РФ Шестаков В.А.

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Голик В.И.; доктор технических наук, профессор Матвеев В.А.; доктор технических наук, профессор Петросов A.A. Ведущая организация-Акционерное общество "Кавказцветметпроект"

Защита диссертации состоится <Д 1996 г. в 10 часов на

заседании диссертационного совета Д.063.30.02 в Новочеркасском государственном техническом университете по адресу: 346428, Ростовская область, г. Новочеркасск, ул. Просвещения, 132.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Новочеркасского государственного технического университета.

Автореферат разослан . . 1996года.

Ученый секретарь диссертационного совета

Баранов B.C.

/

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

АКТУАЛЬНОСТЬ ТЕМЫ ИССЛЕДОВАНИЙ. Развитие в экономике нашей страны рыночных отношений требует нового подхода к решению многих народнохозяйственных проблем, и в первую очередь к вопросам горного производства Для того, чтобы успешно развиваться в условиях рыночной экономики, горнодобывающие предприятия должны с максимальной эффективностью нспользойать имеющиеся в их распоряжении сырьевые ресурсы. Поэтому проблема более полного и комплексного использования запасов полезных ископаемых имеет в наше время огромное значение.

Особенно остро проблема проявляется в том случае, когда предприятием эксплуатируются наклонные месторождения, составляющие более 30 % запасов руд черных и цветных металлов. Опыт строительства и эксплуатации подземных рудников и шахт показывает, что технологически наиболее сложно отрабатывать именно наклонные участки. На таких месторождениях применяют самые разнообразные системы разработки, а на многих предприятиях огработку рудного тела ведут несколькими системами.

Кроме технологических проблем, обусловленных особенностями залегания наклонных рудных тел, сложность их эксплуатации заключается еще и в том, что наклонные залежи отличаются значительной изменчивостью горно-геологических параметров. Руды одного и того же месторождения могут существенно отличаться содержанием полезных компонентов, а также минералогическим составом связующих элементов. При отработке таких месторождений уровень полноты и комплексности использования запасов определяется эффективностью рудоподготовки, которая должна обеспечивать высокое содержание всех полезных компонентов в добываемой руде и стабильность их качественного состава.

Одно го возможных решений проблемы - применение высокопроизводительных и безопасных систем разработки с обрушением. Процесс регулирования параметрами отбойки и режимами выпуска может быть одним из эффективных технологических методов управления качеством руд. Кроме того применение технологии с обрушением в большинстве случаев благоприятно влияет на геомеханическую ситуацию проведения очистных работ. Являясь зоной понижения высокого

горного давления, обрушенный массив горных пород позволяет переконцентрировать опасные напряжения за пределы очистного забоя. Это особенно важно при понижении горных работ до глубины 400-500 м, что имеет место на многих рудниках цветной металлургии, эксплуатирующих наклонные залежи.

Однако, для успешного применения систем разработки с обрушением в сложных горно-геологических условиях отработки наклонных залежей, необходимо повысить практический уровень показателей извлечения руды, который несмотря на определенные успехи, достигнутые благодаря трудам многих научных коллективов остается низким (потери руды в пределах 15-18 % , разубоживание 25-30 % и более).

Поэтому среди основных задач совершенствования технологии разработки важное значение имеют задачи управления выпуском руды под налегающими породами, создание новых способов подготовки блоков н средств для эффективного выпуска, а также эффективных технологических схем стабилизации качества добываемой руды. Все вышеизложенное обусловливает необходимость и актуальность разработки рациональных технологий для полного и комплексного использования запасов наклонных рудных залежей.

ЦЕЛЬ ИССЛЕДОВАНИЙ состоит в создании научных основ и способов разработки наклонных рудных залежей системами с обрушением, обеспечивающих более полное и комплексное использование недр.

ИДЕЯ РАБОТЫ заключается в том, что поставленная цель (более полное и комплексное использование недр) достигается применением на основе совершенствования технологии с обрушением эффективных методов рудоподготовки, обеспечивающих подачу на обогатительную фабрику руды с высоким содержанием полезных компонентов и стабильного их вещественного состава.

МЕТОДИКА ИССЛЕДОВАНИЙ включает анализ и обобщение научно-технической информации, изучение нормативно-методических документов, аналитические и лабораторные исследования, конструкторские проработки, эксперименты в производственных условиях, технико-экономический анализ.

ЗАЩИЩАЕМЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ: - Методические положения по определению потерь и разубожнвашш при управляемом выпуске руды питателями активного действия;

- Методические основы оптимизации параметров днищ очистных блоков при управляемом выпуске и рациональной последовательности обрушения руды и вмещающих пород;

- Новые варианты разработки наклонных рудных залежей, включающие защищенные авторскими свидетельствами способы и устройства для управления выпуском руды из блоков, позволяющие расширить область применения технологии с обрушением, в частности под охраняемыми объектами;

- Методические основы более полного и комплексного использования запасов при добыче многосортных руд (оптимизация объемов добычи разносортных руд, обоснование производственной мощности рудника при ведении раздельной добычи, обоснование раздельной переработки руд по сортам и т.п.).

ДОСТОВЕРНОСТЬ НАУЧНЫХ ПОЛОЖЕНИЙ, выводов И РЕКОМЕНДАЦИЙ обеспечена обоснованностью принятых исходных предпосылок и гипотез, соблюдением методов и принципов горного дела, комплексной методикой исследований, предусматривающей разработку рабочих гипотез, решение цикла аналитических задач с последующей проверкой их на моделях и в производственных условиях при внедрении разработанной технологии и новых выпускных устройств, достаточно высокой сходимостью результатов прогнозирования с данными экспериментальных исследований (расхождение не превышает 10-15 %).

НАУЧНАЯ НОВИЗНА заключается в :

- обосновании концепции повышения комплексности использования запасов наклонных рудных залежей при применении систем разработки с обрушением;

- разработке научных основ раздельной добычи и переработки многосортных руд применительно к современным экономическим условиям;

- установлении зависимостей изменения показателей извлечения при управляемом выпуске руды из обрушенных блоков и разработке методов их определения;

- выявлении рационального режима выпуска питателями активного действия и установлении зависимостей, определяющих соотношения извлекаемых объемов руды из выпускных отверстий на различных стадиях процесса;

- разработке научных основ конструирования дннщ очистных блоков для отработки с обрушением наклонных рудных залежей;

- обосновании технических, возможностей расширения области применения систем разработки с обрушением под охраняемыми объектами на основе создания искусственных опор налегающей толщи.

ПРАКТИЧЕСКОЕ ЗНАЧЕНИЕ РАБОТЫ состоит в разработке;

- новых способов управления выпуском под налегающими породами, обеспечивающих повышение интенсивности горных работ, снижение на 3-5 % потерь и разубоживания руды;

- новых вариантов систем разработки с обрушением, предусматривающих двухстадшшую отработку запасов выемочных единиц с рациональной последовательностью обрушения руды и вмещающих пород;

- новых вариантов систем разработки с обрушением, обеспечивающих устойчивое состояние земной поверхности, предусматривающих создание искусственных опор для поддержания налегающей толщи из материала сыпучей закладки и обрушенных вмещающих пород;

- новых конструкций днищ очистных блоков и устройств для выпуска руды, повышающих производительность труда на выпуске в 2-3 раза, обеспечивающих безопасность горнорабочих;

- новых конструкции устройств для управления выпуском руды, позволяющих формировать эти устройства непосредственно в забоях в соответствии с конкретными горнотехническими условиями отработки для любых сечений доставочных выработок.

ЛИЧНО АВТОРОМ;

- установлены закономерности изменения параметров тел выпуска при применении питателей активного действия;

- выявлены рациональные режимы истечения руды при изменении величины и формы выпускных отверстий и установлены зависимости, определяющие необходимые соотношения извлекаемых объектов рудной массы на различных стадиях процесса;

- разработаны методические положения по определению потерь и разубоживания при управляемом выпуске;

* разработаны основные принципы конструирования днищ блоков с применением выпускных устройств активного действия;

- разработана технология формирования искусственных опор налегающей толщи;

- установлены закономерности обогащения в зависимости от качества подаваемых на обогатительную фабрику руд;

- определены условия экономической целесообразности перехода на раздельную выемку многосортных руд;

- разработаны новые и усовершенствованы существующие технологические варианты разработки рудных месторождений.

РЕАЛИЗАЦИЯ РАБОТЫ. Результаты работы реализованы на Урупском руднике Урупского горнообогатительного комбината. Разработанные рациональные технологии управления движением сыпучих масс, новые конструкции днищ очистных блоков и выпускных устройств позволили отрабатывать до 80 % запасов Урупского месторождения системами с обрушением налегающих пород, снизить при этом потери руды при выемке временно неактивных запасов в предохранительных целиках на 25 % , повысить производительность труда на выпуске, снизить объем сыпучей закладки при отработке запаеов предохранительного целика реки Уруп. Фактический экономический эффект от внедрения результатов диссертационной работы составил:

- за 1991 год - 247,1 тыс.руб;

- за 1992 год - 4,9 млн.руб;

- за 1993 год - 74,9 млн.руб.

Ожидаемый годовой экономический эффект от внедрения технологии управления качеством добываемых руд в условиях отработки запасов 11-го горизонта Урупского рудника составит более 1,7 млрд.руб.

Основные положения диссертационной работы отражены в технологическом регламенте института Унипромедь для отработки нижних горизонтов Урупского рудника.

Теоретические и практические результаты исследований использовались в учебном процессе при подготовке на кафедре подземной разработай месторождений полезных ископаемых Новочеркасского Государственного Технического университета горных инженеров в виде учебника и учебных пособий.

АПРОБАЦИЯ РАБОТЫ. Основные результаты выполненной работы, а также отдельные ее положения докладывались и обсуждались на Всесоюзной научно-технической конференции "Проблемы разработки ресурсосберегающих технологий при отработке месторождений полезных ископаемых Севера" (Якутск-1988), на Всесоюзном семинаре по механике горных пород (Фрунзе-1989), на Vil 1 Юбилейной Уральской научно-технической конференции по системам подземной разработки руд цветных металлов (Свердловск-1989), на научно-технической конференции по проблемам экологически чистого горного производства (МГТУ-1995), на Международных научно-технических конференциях "Комплексное изучение и эксплуатация

месторождений полезных ископаемых1' (НГТУ-1994,1995), на научно-практических конференциях ученых и специалистов НГТУ (1982-1995), на научно-технических совещаниях института "Унипромедь" (19821990), на технических совещаниях Урупского горнообогатительного комбината (1982-1995). Выполненные по диссертации исследования являются составной частью межотраслевой научно-технической программы "Недра", утвержденной совместным приказом Минцветмета СССР и Минвуза РСФСР .N"9 345/465 от 16 июля 1986 г., а с 1992 г. программы "Экологически чистое горное производство".

ПУБЛИКАЦИИ.По теме диссертации опубликовано 38 работ, в том числе глава 10 в учебнике "Проектирование горных предприятий. М.,МГГУ,1995" н 1 монография. Новизна технологических решений защищена 18 авторскими свидетельствами.

ОБЪЕМ РАБОТЫ.Диссертацня состоит из введения, 6 разделов, заключения и приложения, изложенных на 285 стр. машинописного текста, в том числе 57 рисунков, 15 таблиц. Список использованной литературы из 181 наименования.

Считаю своим долгом выразить глубокую благодарность научному консультанту, академику АЕН РФ, заслуженному деятелю науки и техники РФ Шестакову В.А. за постоянную поддержку и ценные методические указания при выполнении работы.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Проблемой полного и комплексного использования запасов рудных месторождений занимались многие ученые: Борщ-Компониец В.И., Богуславский Э.И., Дронов Н.В., Дубынин Н.Г., Загиров Н.Х., Имени-тов В.Р., Кавтаськин A.A., Каплунов Д.Р., Ковалев И.А., Кравцов В.В., Куликов В.В., Липовой А.И., Ломоносов Г.Г., Ляхов А.И., Малахов Г.М., Матвеев В.А., Симаков В.А., Трубецкой К.Н., Шестаков В.А. и др., труды которых были использованиы в настоящей диссертационной работе.

Анализируя уровень полноты и комплексности использования недр при разработке месторождений многокомпонентных руд и особенно многосортных руд, можно отметить, что несмотря на требования различных инструкций и правил охраны недр последних лет, этот уровень практически не повышается. Для этого имеются вполне объ-

ективные причины. Прежде всего потому, "что большая часть руд добывается системами разработки с обрушением, при которых потерн и разубожнвание больше, чем при всех других системах разработки, причем качество выпускаемой из блоков руды изменяется в очень широких пределах, что отрицательно влияет на показатели обогащения. Особенно велики потери и разубоживание при разработке наклонных рудных залежей (25-30° и более).

Второй важнейший недостаток систем с обрушением - самое сильное но сравнению с другими системами отрицательное воздействие горных работ на окружающую среду (особенно когда обрушение доходит до поверхности), что также не способствует повышению комплексности использования недр и других природных ресурсов. Серьезным препятствием для повышения полноты и комплексности использования недр является также то обстоятельство, что большинство рудников построено для добычи руд одного сорта или вида, когда месторождение вскрыто, к-ак правило, одним скиповым стволом, что ограничивает возможности добычи и переработки руд по сортам и повышению уровня комплексности извлечения полезных компонентов при обогащении. Строительство дополнительных стволов для раздельной выдачи руд по сортам в настоящее время нереально из-за отсутствия инвестиций, поэтому повысить полноту и качество использования недр можно путем оптимизации и совершенствования технологий горных работ в направлениях, обеспечивающих снижение потерь и разубоживания руды, предохранение от возможных выходов обрушений на поверхность (для расширения области эффективного применения систем разработки с обрушением), а также повышения интенсив-кости горных работ (для осуществления раздельной добычи и переработки руд по сортам без снижения производственной мощности рудника). Решение комплекса этих задач позволит значительно повысить полноту и комплексность использования недр, улучшить охрану окружающей среды при существенном повышении эффективности работы горного предприятия.

Потери и разубоживание руды и интенсивность очистных работ при системах разработки с обрушением практически полностью определяются процессом выпуска из блоков, а общая интенсивность горных работ зависит еще и от схсм подготовки блоков и применяемых средств выпуска, поэтому главное внимание должно быть уделено коренному усовершенствованию процесса выпуска и способов подготовки блоков.

Анализ известных положений выпуска руды показывает, что при всем разнообразии применяемых в настоящее время способов выпуска (с помощью скреперов, погрузмашин, вибропитателей и т.п.) в принципе все они основаны на свободном истечении сыпучей массы при отборе небольших доз из навала руды, отклонившегося от выпускного отверстия в сторону места уборки или погрузки.

В связи с этим размеры живого сечения выпускного отверстия ограничены даже при вибровыпуске и не могут быть увеличены, поэтому потери и разубоживание не могут быть уменьшены сколько-либо существенно. Невозможность увеличения высоты живого сечения выпускной выработки обусловливает необходимость сгущения сети выпускных выработок даже при большой высоте этажа (блока). При малой высоте этажа (наклонном падении) даже сгущением сети выпускных выработок невозможно достичь снижения потерь и разубо-живания из-за неустойчивости днища. Следует иметь в виду, что фигура и размеры тела выпуска, как правило, не соответствуют фигуре и размерам блока или отбиваемых панелей и слоев, а управлять параметрами тела выпуска при такой схеме выпуска практически невозможно.

Более полное вписывание фигуры эллипсоида выпуска в массу отбиваемой рз'ды, а значит, и уменьшение потерь и разубоживания, может быть обеспечено лишь при создании такого способа выпуска, который позволил бы уменьшить размеры живого сечения выпускных выработок, а соответственно и размеры тел выпуска, и осуществлять управление параметрами и формой фигуры выпуска.

При этом можно будет значительно повысить интенсивность выпуска (не будет зависаний и негабаритов), а также увеличить расстояния между выпускными выработками, сократить расходы на подготовку днищ блоков и повысить их устойчивость. Если при среднем соотношении выеоты и ширины эллипсоида выпуска 4:20 (или 1:5) при обычном выпуске, когда высота живого сечения равна 1 м, объем тела выпуска равен 4тс-10-22/3=167 м3, то при ширине живого сечения 2 м он будет уже равен 4тс-10-2,52/3=263 м3, т.е. в 1,75 раза больше. А если живое сечение потока руды увеличить до 4 м, то объем тела выпуска увеличится до 4я-Ю-3,52/3=376 м3, т.е. в 2,16 раза больше. При этом расстояние между выпускными выработками можно увеличить с 4 м до 7 м , т.е. в 1,72 раза.

Для увеличения размеров живого сечения выпускной выработки и обеспечения возможности управления размерами и формой тел выпус-

ка нами разработан способ выпуска и устройства для его осуществления (а.с. № 1551807, 1608342, 1276837, 1559160), при котором предусматривается выпуск осуществлять из-под выпускного отверстия порциями в виде горизонтальных слоев руды путем выталкивания этих слоев к месту погрузки с помощью гидравлического толкателя (питателя активного действия).

Исследования торцового выпуска руды с применением питателей активного действия были проведены на модели. В данном случае провести эксперименты на физической модели было проще и надежнее, чем создавать эвристическую математическую модель, основанную к тому же на определенных допущениях, так как у исследователей до сих пор нет единого мнения о механизме зарождения и формирования зоны потока в сыпучем массиве. Для регистрации формы и размеров тел выпуска в модель укладывались пронумерованные жетоны. Определение размеров полуосей тел выпуска требовали высокой точности, для чего был разработан особый способ укладки жетонов в модель, который заключается в том, что жетоны вводились в модель на специальных направляющих, обеспечивающих их горизонтальное расположе-

выработке: 1 - перекрытие; 2 - рабочий орган питателя.

При движении, рабочий орган питателя 2 действует на обрушенный массив с усилием, превышающим вес свода обрушенной руды (главное напряжение 61 по оси х больше ёз по оси г). Такое соотношение главных напряжений вызывает в сыпучем теле напряженное состояние, называемое пассивным сопротивлением. В этом случае смещение объема руды может происходить только по плоскости, наклоненной к оси х под углом 1|/=45°-р/2 (р - угол внутреннего трения обрушенной руды). Плоскость смещения ВС будет являться живым сечением выпускного отверстия (]1с). Заглубление питателя определяется соотношением Ьз^с-соэху.

В зависимости от высоты живого сечения выпускного отверстия, выявлены закономерности изменения параметров тел выпуска, которые доказывают, что с увеличением заглубления питателя в навал обрушенной руды форма тела выпуска приближается к форме отбиваемого слоя. С увеличением высоты живого сечения выпускного отверстия увеличивается объем чисто выпущенной руды (до начала разубоживания), который достигает 63-72 % объема отбиваемого слоя (в среднем 67,5 %) при активном способе, против 59 % при вибровыпуске.

Для реализации активного способа выпуска разработаны и защищены авторскими свидетельствами конструкции выпускных устройств и днищ очистных блоков. Исследовано влияние конструктивных параметров элементарного плоского днища с применением питателя активного действия (величины заглубления питателя, высоты рабочего органа, широты питателя) на объем тела истечения. Установлено, -что на величину извлекаемого объема руды при одинаковой высоте выпускаемого слоя оказывает влияние величина заглубления питателя и не оказывают влияние высота, ширина рабочего органа питателя и амплитуда его движения.

Предложенные конструкции днищ блоков с применением питателей активного действия позволяют увеличивать размер активной части зоны потока до величины 4-5 м, при которой не образуется зависаний руды.Для площадной схемы выпуска была разработана усовершенствованная конструкция оградительно-передвижной крепи, рис. 2.

В конструкцию крепи были введены побудители выпуска, которые активно воздействуя на неподвижную часть руды в выпускных окнах увеличивают высоту живого сечения. Эксперименты на моделях показали. что активное воздействие побудителей на неподвижную часть руды увеличивает равномерность выпуска и тем самым уменьшает

объем руды в гребнях между выпускными окнами, поэтому с точностью достаточной для практических расчетов тело выпуска можно считать зоной влияния единого выпускного отверстия и его объем описывать формулой трехосного эллипсоида.

Промышленные испытания конструкции днища очистного блока с применением усовершенствованной конструкции крепи ОПК показали, что по сравнению с базовым вариантом "закрытый веер" предлагаемая технология позволяет снизить на 14 % потерн и на 11 % разу-боживание, увеличивает производительность забойного рабочего на выпуске в 2,5 раза.

Однако применение тяжелых забойных питателей и оградительно-передвижных крепей имеет один существенный недостаток - значительную трудоемкость монтажных работ ( 25-30 чел. смен на монтаж питателя, 50-70 - на монтаж крепи ОПК).

Для сокращения затрат на монтаж и транспортировку предложена принципиально новая технология отработки рудных участков с применением выпускных устройств,'суть которой в том, что грузоне-сущие конструкции изготавливаются непосредственно в забое, с учетом конкретных горно-технических условий.

Рис. 2. Схема крепи ОПК-ЗУМ усовершенствованной конструкции.

I - корпус крепи; 2 - гидроцилиццр; 3 - узел крепления гидроцилиндра к корпусу крепи; 4 - выпускное окно; 5 - тяга; 6 - побуждающий выступ; 7 - продольная тяга; 8 - узел крепления гидроцилиндра к подвижной секции; 9 - подвижная секция; 10 - зона потока выпускаемой руды (зона влияния выпускных окон); 11 - обрушенные вмещающие породы.

Порядок изготовления таких выпускных устройств активного действия следующий: изготавливают временную опалубку, устанавливают в ней арматуру и заполняют опалубку твердеющей смесью (бетоном) после изготовления основных грузонесущих частей (корпуса, арочного перекрытия, рабочего органа) монтируют систему привода. Экономическая эффективность от применения таких ж/б питателей достигается за счет более быстрой отработки запасов, а также проходки транспортных выработок минимально возможного сечения. Только в результате снижения объема горнопроходческих работ себестоимость горноподготовительных работ может быть снижена на 15-20 %.

Во всех вышеприведенных конструкциях передвижных крепей и питателей активного действия основным элементом, воспринимающим давление от веса обрушенных горных масс является срочное перекрытие. Если для оградительно-передвижных крепей арочная форма обусловлена исключительно прочностью конструкции, то для питателей активного действия конфигурация арки определяется технологическими особенностями работы поршня (рабочего органа) питателя. В данном случае рисунок 1, на котором показан процесс перемещения сыпучей руды под воздействием рабочего органа питателя будет отражать

ту же самую картину на любом продольном сечении выпускной выработки. Поэтому очевидно, что для эффективной работы питателя конфигурация арки перекрытия должна полностью повторять конфигурацию свода выпускной выработки, которая определяется физико-механическими свойствами вмещающих пород. Зависимость, определяющая высоту свода арки перекрытия питателя, имеет следующий вид:

где а - высота свода перекрытия; Ь - пролет выпускной выработки; у - удельный вес вмещающих пород; вп - ширина питателя; ар - предел прочности вмещающих пород на растяжение.

Тем не менее важнейшим фактором, определяющим конструкцию арочного перекрытия, является горное давление, зависящее от физико-механических свойств руды и вмещающих пород, а также от параметров системы разработки и технологии очистной выемки. Изменение нагрузок, создаваемых обрушенными горными массами на арочное перекрытие, было произведено путем инструментальных замеров при испытании оградительно передвижной крепи ОГ1К-ЗУМ с помощью датчиков, разработанных Екатеринбургским филиалом ВНИМИ. Принцип действия датчика основан на изменении собственной частоты колебаний мембраны, выполненной за одно целое с корпусом при воздействии на него внешней нагрузки. Конструктивно датчик представлял собой иилшшр удлиненной формы в котором располагались мембрана и электромагниты. Датчики были установлены во внутренних ребрах жесткости стоек (тумб) крепи ОПК-ЗУМ.

Экспериментальные измерения горного давления на арочные перекрытия показали, что удельное давление обрушенных горных масс не превышает 0,5 МПа, Результаты подтвердит! данные экспериментов, проводимых ранее при изменении нагрузок на щитовые крепи, испытания которых проходили на Золотушинском руднике. Полученные данные являются определяющими для оценки несущей способности арочных перекрытий крепей и питателен активного действия.

При системах разработки с обрушением руды и вмещающих пород параметры очистных блоков целесообразно выбирать с учетом формы тел выпуска. Например, при отработке мощных рудных тел системой с торцовым выпуском рациональным является такое расположение буродоставочных выработок, при котором обрушаемые панели

принимают ромбоидальную форму. То есть, одним из основных критериев эффективности выбора технологических параметров систем разработки с обрушением является соответствие формы и размеров тел истечения и выпускаемых рудных массивов. Для горно-геологических условий отработки наклонных залежей предложен следующий геометрический критерий определения рационального расстояния между выпускными (буродоставочными) выработками:

В=1,24(Н-р)"2 (*)

где Н - высота выпускаемого слоя руды, м; р - показатель сыпучести профессора В.В. Куликова, зависящий от физико-механических свойств сыпучей руды.

Приведенная выше формула основана на соотношениях В=1,56в и Н=1,56а (а и в - полуоси тела выпуска), при которых тела истечения, имеющие форму эллипсоида, оптимально вписываются в выпускаемые слои руда, имеющие форму прямоугольной призмы. На рис.3 представлены графики зависимостей изменения по мере выпуска условной прибыли (в расчете на 1 т балансовых запасов в ценах до 1991 г.), определяющие оптимальные объемы извлечения рудной массы. Обе зависимости расчитаны для одних и тех же горно-геологических условий: 1 - существующий вариант подготовки днища, 2 - вариант, при котором расстояние между выпускными выработками определяется по формуле (*). Из графиков следует, что предложенный вариант с рациональными параметрами днища более эффективен, так как позволяет получить большую прибыль.

Пр, руб

Рис. 3. Зависимости изменения прибыли от объемов выпускаемой рудной массы.

7-

шг

1ж

Ув, %

Создание конструкций плоских днищ с применением выпускных устройств активного действия позволяет разработать принципиально

новый способ у правде; шя в ьт у ас о и - путем изменения высоты живого сечения выпускного отверстия амплитудой хода рабочего органа питателя на различных стадиях процесса истечения руды. Для выпуска обрушенных слоев руды, имеющих форму прямоугольной призмы (например, при торцовой схеме), наиболее рациональным является выпуск через отверстие малого сечения с переходом во второй фазе на большое. Установлен вид зависимостей, определяющих рациональные соотношения объемов руды, извлекаемой в первой и второй стадиях выпуска при различной высоте обрушаемого слоя, а также зависимость, определяющая оптимальное заглубление питателя в навал обрушенной руды:

Ь3=0.06Н+0,595 ,

где Н - высота слоя обрушенной руды.

Предлагаемый способ управления выпуском позволяет не только приближать параметры тел истечения к параметрам отбиваемых слоев, имеющих прямоугольную форму, но и также формировать практически любые тела истечения, определяемые формой залегания рудного тела или закономерностям распределения в нем полезных компонентов. В этом случае, применение для определения потерь и разубоживания руды общепринятых методик, когда тела выпуска определяются как эллипсоиды, а разубоживающие объемы в виде эллиптических или сферических сегментов, может привести к значительным погрешностям.

Для того, чтобы исключить вычисление разубоживающих объемов, которые при определенной задаваемой форме тела истечения могут иметь довольно сложную форму, предложен новый подход к проблеме их определения. Суть его в том, что в первую очередь определяется объем чисто выпущенной руды из всей рудной массы, которую предполагается извлечь, а объем потерь и разубоживания вычисляется путем сравнения объемов тела выпуска, чисто выпущенной руды и отбиваемого слоя следующим образом:

чр .

\'п—V С ;1 - \

чр

\'Чр—— Зп/Го

где V-гв , V4p ,VP , Vn Л'сл - соответственно, объемы тела выпуска, чисто выпущенной руды, разубоживания, потерь и отбиваемого слоя; n=2v; v - количество изменений высоты живого сечения выпускного отверстия в процессе извлечения отбитого слоя руды; С; = 1,4,2,4,2,.,>,4,1.

Методика определения рациональных параметров отбиваемых слоев руды была испытана в очистных блоках западного фланга 10-го горизонта Урупского рудника. Так как часть днища была пройдена в неустойчивых вмещающих породах, для укрепления сопряжений выработок выпуска и доставки разработана конструкция крепи сопряжений горных выработок (A.c. № 1803575). Предлагаемая технология позволила снизить на 4,4 % потери и на 4,3 % разубоживание руды по сравнению с применявшимися базовыми вариантами.

Разработанные в диссертации методические основы оптимизации технологических параметров систем разработки с обрушением позволяют расширить область применения вышеуказанной технологии, что в свою очередь способствует улучшению качества добываемой руды за счет внедрения равномерной нисходящей выемки. В этом случае отсутствуют многочисленные барьерные и предохранительные целики, технологически неизбежные при применении разнокласеовых систем, которые концентрируют горное давление и ухудшают условия отработки. Исследования, проводимые на Урупеком руднике, показали, что в этот период концентрация напряжений на междублоковой целик возрастает до (4-5)уН.

При восходящей выемке междублоковые целики, сформированные на всю мощность рудного тела, испытывают опорное давление порядка 5 уН.

Высокое горное давление осложняет выемку рудных запасов в целиках, приводит к увеличению потерь и разубоживания, существенно ухудшает показатели извлечения в целом по системе разработки. На рисунке 4 показана зависимость роста потерь руды от увеличения объемов временно неактивных запасов (целиков) в очистных блоках, полученная на основе статистической обработки фактических показателей очистной выемки при отработке запасов нижних горизонтов Урупского рудника разноклассовыми системами разработки.

Объем ртюилс запасов г авансах в олоте. *

Рис. 4. Зависимость роста потерь руды от увеличения объемов временно неактивных запасов (целиков) в очистных блоках.

Существующие на сегодняшний день практические способы разгрузки рудного массива и переконцентрации горного давления за пределы введения очистных работ малоэффективны и требуют значительных затрат. Проводимые на Урупеком руднике промышленные испытания технологии очистной выемки рудных запасов блока 973 в восходящем порядке с применением разгружающей щели, сформированной в висячем боку над рудными запасами верхней панели, потребовали проходки дополнительной выработки и бурения в общей сложности более 700 м скважин диаметром 100 мм.

Технология очистной выемки рудных запасов в нисходящем порядке исключает образование в рудном массиве зон повышенного опорного давления, улучшает горно-технические условия отработки, способствует повышению качественного состава добываемой руды. Следовательно, расширение области применения технологии с обрушением с целью равномерной отработки рудного поля в нисходящем порядке способствует повышению качества добываемых руд и эффективности их использования при дальнейшем переделе.

В данном аспекте особый интерес представляют рудные участки под охраняемыми объектами, отработка которых должна вестись с учетом сохранения земной поверхности. В данном случае система разработки с обрушением должна дополняться технологическими мероприятиями, обеспечивающими искусственное поддержание пород на-

легающей толщи. Для этой цели разработан технологический вариант формирования искусственных опор налегающей толщи из материала сыпучей закладки и вмещающих пород. Основа опоры - укрепляемая зона, которая формируется путем частичного выпуска сыпучего и нагнетания в разрыхленную часть вяжущего раствора (цементного молока). Она препятствует смещению опоры по мере отработки нижележащих запасов.

Для определения размеров укрепляемой зоны была установлена зависимость изменения объема вторичного разрыхления от количества выпускаемого сыпучего, учитывающая степень разрыхленности закладочного массива в состоянии гравитационного уплотнения:

v _

р Ä-p-tfp^Ay 0,003+ 0,93) '

где Кро - коэффициент разрыхления уплотненного сыпучего массива; Кр - коэффициент разрыхления сыпучего массива, не подверженного гравитационному уплотнению.

Установлена величина деформации поверхности сыпучего закладочного массива h„ (неполнота закладки) в процессе формирования укрепляемой зоны. Величина hH определяет эффективную мощность (тэ), от которой зависит высота зоны деформации (при отработке рудных запасов под водоемами - высота зоны распостранения водо-проводящих трещин).

Для подготовки закладочного массива к формированию в нем укрепляющих зон путем предварительного разрыхления и последующего инъектирования, разработана технология закладочных работ с применением защитно-разделительной передвижной крепи и конструкция закладочного трубопровода (A.c. № 1295009), позволяющие формировать однородный сыпучий массив.

Технологическими вариантами с обрушением и применением комплексных опор для поддержания пород налегающей толщи были отработаны рудные запасы 9-го и Ю-го горизонтов Урупского рудника в предохранительном целике реки Уруп. Наблюдения за процессом обрушения вмещающих пород, проводимые на Урупском месторождении показали, что с увеличением угла падения рудной залежи повышается устойчивость кровли, поэтому даже при равномерной нисходящей выемке рудных запасов целесообразно применять двухстадийную отбой-

ку, так как выпуск руды в необрушенной камере улучшает показатели извлечения в целом по блоку. Для условий Урупского рудника при углах падения свыше 20-25° в отдельных очистных блоках в зависимости от состава вмещающих пород возможна отработка очистных камер первой очереди с пролетом 6-10 м по падению рудного тела.

В этом случае на первых стадиях целесообразно раздельное обрушение руды и вмещающих пород с обособленным выпуском руды. В дальнейшем выпуск руды практически всегда ведется под налегающими породами. Соотношение объемов обособленно выпускаемой руды и извлекаемой под налегающими породами в очистных блоках изменяется в зависимости от горногеологических и горнотехнических факторов, а также от глубины разработки. Такая комбинированная система обрушения руды и вмещающих пород требует особой подготовки днища очистного блока, которая должна предусматривать переход от технологических операций обособленного выпуска руды к ее выпуску под налегающими породами. Положение выработок в лежачем боку должно определяться условиями, оптимальными для приема и выпуска руды под налегающими породами.

Исследования технологии двухстадийной отбойки были проведены в очистных блоках 981-73 и 981-89 Урупского рудника. Установлены зависимости изменения показателей потерь и разубоживаши при различных вариантах отбойки и выпуска руды и вмещающих пород. Разработан технологический вариант с двухстадийной отбойкой и рациональным порядком обрушения руды и вмещающих пород (A.c. № 1803561), в котором повышение устойчивости первичных камер достигается за счет формирования конфигурации выемочной единицы второй очереди в виде перевернутой трапеции, образующей защитный козырек, Для выведения из-под нагрузки выпускных выработок, до начала очистных работ в подстилающих породах формируют податливую зону рис. 5.

Рис. 5. Вариант двухстадийной выемки с обрушением и разгрузкой от горного давления выемочных единиц второй очереди, а - схема развития горных работ; б - горизонтальный разрез очистного блока по падению рудного тела.

1 - полевой штрек; 2 - квершлаг; 3,4 - полевые восстающие; 5 - лод-этажный штрек; 6 - выпускные выработки; 7 - выработки подсечки; 8 -отрезная щель; 9 - запасы выемочной единицы,первой очереди; 10 - буровая сбойка; 11 - запасы выемочной единицы второй очереди; 12 - податливая зона.

Формирование податливой зоны производят в плоскости, перпендикулярной действию опорного давления путем бурения, заряжания и взрывания скважин в подстилающих породах из подэтажного штрека.

Приведенные в диссертационной работе технические решения и технологические варианты направлены на снижение потерь и разубо-живания, то есть на увеличение содержания полезных компонентов в добываемой руде. В свою очередь увеличение содержания в добываемой руде полезных компонентов есть повышение извлекаемой ценности. Однако, кроме содержания, на извлекаемую ценность влияет и стабильность вещественного состава добываемого сырья. Исследования, проводимые на Урупском руднике показали, что изменчивость вещественного состава в геологических запасах влияет на качество товарной руды рис. 6.

, ооли еЗ.

рождении

а - распределение содержания цинка; б - распределение содержания меди. 1 - в добываемой руде; 2 - в рудном массиве; п - объем добываемой руды (1) или погашаемых геологических запасов (2) на месторождении; п, - объем добываемой руды (1) или погашаемых геологических запасов (2) в ¡-том блоке.

Приведенные на рисунке графики указывают на необходимость применения мероприятий, стабилизирующих качество добываемой руды. Особенно эффективным стабилизирующим мероприятием является раздельная выемка, которая позволяет уменьшить границы колебания качества добываемого полезного ископаемого. В общем случае, при разделении всей эксплуатируемой части рудного поля на и участков, экономическая эффективность, полученная за счет стабилизации вещественного состава полезных компонентов определится из выражения:

<■=1

где Ц, - извлекаемая ценность рудной массы, добытой на 1-том участке;

- коэффициент увеличения извлекаемой ценности на ьтом участке; Ф - доля 1-го участка в общем объеме добычи; Ц

в - извлекаемая ценность рудной массы при валовой выемке.

Коэффициент увеличения извлекаемой ценности:

к=1+0,01(Ц1 -Ц2),

где Ц| - извлекаемая ценность руды после проведения мероприятий по усреднению качества; Цг - то же, при базовой технологии.

Для условий Урупского рудника, при разделении всего рудного поля на 2 участка, экономическая эффективность полученная за счет повышения однородности вещественного состава руды составила 5500 руб на I т добытой руды (в ценах 1993 года).

Кроме стабилизации вещественного состава добываемого сырья, раздельная выемка позволяет повысить извлекаемую ценность за счет повышения содержания полезных компонентов, так как при валовой добыче руда одного сорта может являться разубоживающим компонентом для руды другого сорта. В общем виде условия экономичности перехода на раздельную выемку можно оценить следующим образом:

Я1-1

п т-1

- (1 - <?)£ 0,01С-(1 - Р[){ £ Щ +

/< м

-2

¡=1

0,01С((1 -

М

где С'; , С",, С1 - соответственно, на первом и втором участках и при валовой выемке содержание 1-го компонента в руде балансовых запасов; б'а , , сч - то же, показатели извлечения ¿-го полезного компонента в з-тын концентрат; Ц'у ,Ц"у, Цу - то же, отпускные цены; Р', .Р", Р, - то же, показатели разубоживания; п - число извлекаемых из руд полезных компонентов; ш - число получаемых из руд концентратов и промпродуктов; q - доля одного сорта руды в общей добыче; 1-с^ - то же, друтого сорта.

Высокая изменчивость геолого-нромышленных параметров наклонных рудных залежей может привести к необходимости выделять из общего объема добычи отдельный рудопоток в процессе эксплуатации какого-либо горизонта. Производительность рудника по горной массе в этом случае определится следующим образом:

а) при последовательной выемке двух раздельно отрабатываемых участков

А)= А^+О-оХИО];

б) при последовательной выемке двух раздельно отрабатываемых участков с допустимым совмещением по времени операций очистног о цикла

г

4 = 4 + (1 - <?Х1 - Й ) .

где q - доля 1-го участка в общем объеме добычи; 1-я - доля 2-го участка в общем объеме добычи; ql - доля периода времени отработки 1-го участка; 1-ц; - то же, 2-го участка; Яп - доля периода времени очистного цикла на 1-ом участке, затраченного на подготовительные операции; - то же, на 2-ом участке; А - производительность рудника при валовой выемке.

Большое значение имеет в этом случае соотношение эксплуатационных площадей раздельно отрабатываемых участков, которое определяется закономерностью распределения полезных компонентов в рудном поле. Приведенные выше зависимости показывают, что если эксплуатационные площади не подготовлены для ведения раздельной выемки (отсутствует комплекс выработок для приема и выдачи разных сортов руд - бункера, рудоспуски), то ее применение может быть нецелесообразным. Снижение производительности рудника может дости-

гать 20 и более процентов (рис. 7). Увеличение производственной мощности за счет внедрения раздельной выемки может быть недостаточным, чтобы компенсировать снижение производительности. Поэтому, для условий Урупского рудника схемой выработок пускового комплекса для отработки нижних горизонтов предусмотрена проходка нескольких рудоспусков для посортной выемки руд. Расчеты показали, что внедрение на Урупском руднике раздельной выемки медных и медно-цинковых руд позволит получить годовой экономический эффект в сумме 1,7 млрд. руб.

По оси У - производительность рудника по рудной массе (условные проценты, за 100 % принята производительность при валовой выемке). По оси X - рост производительности на выпуске руды из блоков раздельно отрабатываемого участка (проценты).

Рис. 7. Зависимость производительности рудника но рудной массе от роста производительности на выпуске руды из блоков одного из раздельно отрабатываемых участков: 1 - соотношение эксплуатационной площади участка к рудному полю 3:4; 2 - то же 2:3; 4 - то же 1:3; 5 -то же 1:4.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Диссертационная работа является законченной научной квалификационной работой в которой изложены научно-обоснованные технические, экономические и технологические решения, внедрение которых внесло значительный вклад в ускорение научно-технического прогресса в горнорудной промышленности.

Основные научные и практические результаты диссертационной работы сводятся к следующему:

1. Установлены зависимости изменения параметров тел истечения от величины живого сечения выпускного отверстия при применении питателей активного действия. С увеличением высоты живого сечсння увеличивается объем руды, выпущенной до начала разубоживания, который достигает 63-73 % объема отбиваемого слоя при активном способе, против 59 % при вибровыпуске.

2. Обоснована техническая возможность управления процессом истечения руды путем изменения высоты живого сечения при ее выпуске на плоское днище питателями активного действия. Выявлен рациональный режим выпуска через отверстие изменяющегося сечения: руду необходимо начинать выпускать через отверстие малого сечения с переходом во второй фазе на большое, причем величина соотношения объемов руды, извлекаемых через большое и малое отверстия, аппроксимируется логарифмическим выражением и изменяется от 30 % до 50 % в зависимости от высоты отбиваемого слоя.

3. Разработана методика определения потерь и разубоживания при управляемом выпуске питателями активного действия, основанная на том, что в первую очередь определяется объем неразубоженной руды из всего объема рудной массы, которую предполагается извлечь из выпускного отверстия, а потери и разубоживание определяют при сравнении объемов тел выпуска, отбиваемого слоя и н ер азу б оже и и о Й руды.

4. Установлены зависимости, определяющие рациональную величину основных конструктивных параметров плоских днищ;

- расстояние между выпускными (буродоставочнымн) выработками;

- величину заглубления буродоставочных выработок в лежачий

бок;

- величину заглубления питателя активного действия в навал обрушенной руды.

5. Установлена зависимость, определяющая оптимальные объемы руды, извлекаемой из выпускных отверстий для получения минимальных показателей потерь и разубоживания при каждом экономически целесообразном их соотношении, учитывающая параметры обру-шаемых слоев руды и днищ очистных блоков.

6. Разработаны конструкции железобетонных передвижных питателей активного действия (A.c. № 1559160 и ах. .К» 1754908), позволяющие изготавливать выпускное устройство непосредственно в забое в соответствии с конкретными горнотехническими условиями и осуществлять доставку материалов и оборудования для питателей в любую часть рудного поля. Экономический эффект от применения железобетонных питателей достигается за счет снижения на 15-20 % себестоимости горноподготовительных работ и составляет не менее 10 % от себестоимости добычи руды.

Предложены методика расчета основных деталей конструкции железобетонных питателей активного действия, учитывающая горнотехнические условия отработки.

7. Установлено, что эффективность применения систем с обрушением для отработки запасов наклонных рудных залежей достигается за счет:

- расширения области применения системы разработки на месторождении, что позволяет применять равномерную нисходящую выемку запасов, исключающую образования рудных зон, концентрирующих горное давление (барьерных и предохранительных целиков), отработка которых сопровождается повышенными потерями и разубо-живанием (например, при увеличении объемов временно неактивных запасов в очистном блоке па 15 % , потерн руды при отработке запасов блока возрастают на 10 %;

- применения рациональной конструкции днищ очистных блоков, параметры которых, независимо от принятого порядка обрушения руды и вмещающих пород необходимо выбирать оптимальными для условий приема и выпуска руды под налегающими породами;

- применения двухстадийных вариантов отбойки и выпуска руды,

8. На основе выявленной зависимости изменения объема вторичного разрыхления сыпучего закладочного массива от количества выпускаемой пз отработанных камер закладки, учитывающей уплотнение сыпучего массива породами висячего бока, разрыхление сыпучего в зоне влияния выпускной выработки и разрыхление сыпучего в навале на выпускной выработке, не подверженного гравитационному уплот-

нению налегающими породами, разработана технология очистной выемки с обрушением и применением искусственных опор для поддержания налегающей толщи (A.c. Хе 1710138), позволяющая отрабатывать рудные запасы без нарушения земной поверхности. Применение на Урупском руднике технологии выемки рудных запасов в границах предохранительного целика реки Уруп, основанной на рациональном порядке отработки запасов и обрушения пород висячего бока, а также формирования искусственных опор для поддержания налегающей толщи позволило получить фактический экономический эффект в сумме:

- 101,4 тыс.руб. - за 1991 г.;

- 4,9 млн.руб. - за 1992 г.;

- 74.9 млн.руб. - за 1993 г.

9. Для расширения области применения технологии с обрушением, на основании выполненных теоретических, лабораторных и натурных исследований, научно обоснованы и разработаны новые способы выемки рудных участков, позволяющие снизить потери по блоку на 15 %, разубожшшше - на 20 % (A.c. № 1384753, 1241765, 1680986, 1630388,1803561), Конструкции днищ очистных блоков (A.c. № 1121436, 1234630) и устройств для выпуска руды (A.c. № 1276837) позволяют увеличить интенсивность отработки блоков и повысить полноту использования недр. Крепь сопряжений выработок выпуска и доставки (A.c. № 1803575) позволяет оформлять выработки днищ очистных блоков для отработки рудных запасов системой подэтажного обрушения с рациональными параметрами отбиваемых слоев в неустойчивых вмещающих породах. Применение усовершенствованной конструкции оградительно передвижной крепи (A.c. № 1448053) позволяет увеличить в 2,5 раза производительность труда горнорабочего на выпуске. Новые способы управления выпуском руды (A.c. № 1147840, 1559160, 1608342) позволяют повысить полноту и качество извлечения руды из очистных блоков за счет приближения формы тел выпуска к форме отбиваемых слоев руды.

Фактический годовой экономический эффект от внедрения новых технологических решений на Урупском руднике составил 145,7 тыс.рублсй (в ценах до 1991 г.).

10. С учетом созданных новых технологических вариантов отработки наклонных залежей, способов выпуска руды н других технических решений, разработаны научные основы раздельной добычи и переработки разносортных руд, в том числе:

2S

- установлены зависимости увеличения производительности рудника от увеличения производительности на выпуске руды из очистных блоков раздельно отрабатываемых участков;

- при последовательной выемке запасов раздельно отрабатываемых участков определены допустимый порядок совмещения технологических операций в очистных блоках и рациональные соотношения эксплуатационных площадей, дающие минимальное снижение производительности рудника по рудной массе;

- определены условия экономической целесообразности перехода на раздельную выемку разных сортов с учетом зависимостей, определяющих изменение извлекаемой ценности от колебания вещественного состава полезных компонентов;

- разработана методика определения экономической эффективности при переходе па раздельную выемку руд разных сортов.

Ожидаемый годовой экономический эффект от внедрения на Уруп-ском руднике технологии раздельной добычи и переработки на обогатительной фабрике медных и медно-цинковых руд составляет 1,7 млрд. рублей.

ОСНОВНЫЕ ПОЛОЖЕНИЯ ДИССЕРТАЦИИ ОПУБЛИКОВАНЫ В СЛЕДУЮЩИХ РАБОТАХ

1. Версилов С.О. Глава 10 "Раздельная и валовая выемка" в книге Шестакова В.А. Проектирование горных предприятий: Учебник для студ. вузов. - 2-е издание, перераб.-М.: Издательство Московского государственного университета,, - 1995. - 508 с.

2. Версилов С.О. Обоснование рациональной технологии с обрушением для комплексного использования запасов ископаемых рудных залежей / Новочерк. гос. техн. ун-т. - Новочеркасск, 1995.-184 с. -Деп. в ВИНИТИ 17.04.96, № 1254-В96.

Ъ. Совершенствование систем разработки месторождений средней мощности./ С.О. Версилов, В.Д. Тарасенко, Н.В. Дегтярев, С.С. Кондратьев// Совершенствование технологии добычи и обогащения руд цветных металлов. - Свердловск, 1983. - с. 14-16.

4. Версилов С.О., Басков А.П., Тарасенко В.Д. О совершенствовании конструкции плоских днищ при отработке наклонных рудных тел средней мощности. // Совершенствование технологических процес-

сов разработки месторождении руд цветных металлов и методов их обогащения: Научн. тр. - Свердловск: Унипромедь,1984.

5. A.c. 1121436 СССР, МКИ Е21 С41/06. Днище очистного блока. Заявл. 11,07.83. Опубл. 30.10.S4. Бюл. № 40.(соавторы Булатов В.Ф., Кондратьев В.С.,Тарасенко В.Д.).

6. A.c. 1147340 СССР, МКИ Е21 С41/06. Способ торцового выпуска при разработке рудных месторождений. Заявл. 30.12.83. Опубл. 30.03.85. Бюл.Л'о 12. (соавторы Булатов В.Ф., Беркович В.Х., Дик Ю.А., Наумов A.M., Тарасенко В.Д.).

7. Определение параметров тел истечения при управляемом торцовом выпуске /С.О. Версилов, Ю.А. Дик, В.Д. Тарасенко, Ю.Ю. Пи-ленков// Повышение эффективности разработки месторождений руд цветных металлов: Сб. научн. тр. - Свердловск: Унипромедь,1986. -с. 83-86.

8. Исследование сплошной системы разработки с применением гидрозакладаи и передвижной крепи /Ю.А. Дик, С.О. Версилов, В.Д. Тарасенко, Ю.Ю. Пиленков// Повышение эффективности разработки месторождений руд цветных металлов. - Сб. научн. тр. - Свердловск; Унипромедь, 1986. - с. 18-829. A.c. 1241765 СССР, МКИ Е21 С41/06. Способ разработки рудных месторождений. Заявл. 01.09.84. Опубл. 22.03.86. БюлЗй 15. (соавторы Беркович В.Х., Булатов В.Ф., Барашкин А.П., Дик Ю.А., Наумов A.M.,Тарасенко В.Д.,Пиленков Ю.Ю.).

10. A.c. 1234630 СССР, МКИ Е21 С41/06. Днище очистного блока. Заявл. 06.12.84. Опубл. 30.03.86. Бюл. № 20. (соавторы Шестаков В.А., Беркович В.Х., Дулин А.Н., Игнатов В.Н., Тарасенко В.Д.).

Î1. A.c. 1276837 СССР, МКИ Е21 13/04. Устройство для выпуска руды, Заявл, 21,08,85, Опубл. 15.12,86. Бюл. JNs 46. (соавторы Шестаков В.А., Дулин А.Н., Игнатов В.Н., Тарасенко В.Д.).

12. А.с 1295009 СССР, МКИ Е21 15/00. Закладочный трубопровод. Заявл. 01.10.85. Опубл. 07.03.87. Бюл. № 9. (соавторы Беркович

B.Х. Дик Ю.А., Мельнов A.B., Пиленков Ю.Ю., Кинеев P.A., Рыбалко

C.B., Тарасенко В.Д.).

13. Версилов С.О., Галыбин А.Н. Определение рациональных параметров очистных блоков для системы подэтажного обрушения // Рациональное использование недр и разработка новых технологий: Сб.ст. / Новочеркасск, политехи, ин-т. - Новочеркасск, 198S. - Деп. в ВИНИТИ 14.06.88, № 4662-В88,

14. Версилов С.О., Пехов С.С., Пономарева Р.Д. Исследование формы тел выпуска при применении порционного питателя // Рациональное использование недр и разработка новых технологий: Сб. ст. / Новочеркасск, политехи, ин-т. - Новочеркасск, 1988. - Деп. в ВИНИТИ 14.06.88, №4662-1388.

15. Версилов С.О., Пономарева Р.Д. Определение рациональных параметров торцового выпуска мощными питателями и самоходной техникой 11 Ресурсосберегающая технология разработки месторожде-ний:Сб. ст, Новочеркасск, политехи, ин-т. - Новочеркасск, 1988. - Деп. в ВИНИТИ 25.11.88. № 8310-В88.

16. A.c. 1384753 СССР, МКИ Е21 С41/06. Способ разработки месторождений полезных ископаемых. Заявл. 12.02. 86. Опубл.

30.03.88. Бюл. № 12. (соавторы Шестаков В.А., Дулин А.Н., Игнатов В.Н., Старцев Ю,Г. Пономарева РД.),

17. A.c. 1551867 СССР, МКИ Е21 С41/02. Способ выпуска руды. Заявл. 16.05.88. Опубл. 23.03.88. Бюл. Л« 11. (соавторы Шестаков В.А., Игнатов В.Н., Дулин А.Н., Дик Ю.А., Беркович В.Х.).

18. Версилов С.О., Пономарева Р.Д. Определение рационального режима выпуска через отверстие переменного сечения // Рациональное использование недр и охрана природы: Сб. ст. I Новочеркасск, политехи. ин-т. - Новочеркасск, 1989. - с. 37-43. - Деп. в ВИНИТИ 14.12.89. № 7425-В89.

19. Версилов С.О., Игнатов В.Н. Определение рациональных объемов инъекционной закладки на Урупском руднике // Рациональное использование недр и охрана природы: Сб. ст. / Новочеркасск, политехи, ин-т. - Новочеркасск, 1989. - с. 31-36. - Деп. в ВИНИТИ

14.12.89. № 7425-В89.

20. A.c. 1456591 СССР, МКИ Е21 Д19У02. Оградительная передвижная крепь. Заявл. 06.04.87. Опубл. 07.02.89. Бюл. № 5. (соавторы Шестаков В.А., Игнатов В.Н.).

21. A.c. 1559160 СССР, МКИ Е21 С41/22. Устройство для выпуска руды. Заявл. 19.07.88. Опубл. 23.04.90. Бюл. №> 15. (соавторы Шестаков В,А., Наумов А.Н., Сергеев В, В. Игнатов В.Н., Дулин А.Н., Волков Ю.Ю.).

22. A.c. 16-8342 СССР МКИ, Е21 С41/22. Способ управлением выпуском. Заявл. 25.04.88. Опубл. 23.11.90. Бюл. № 43. (соавторы Шестаков В.А., Дулин А.Н., Игнатов В.Н.).

23. A.c. 1680986 СССР, МКИ Е21 С41/22. Способ разработай месторождений полезных ископаемых. Заявл. 16.10.89. Опубл. 15.12.90. Бюл. № 39. (соавторы Шестаков В.А., Дулин А.Н., Игнатов В.Н.).

24. Версилов С.О., Тарзсенко В.Д., Антипин Ю,Г, Совершенствование конструкции выпускных устройств для систем разработки с обрушением вмещающих пород // Разработка меднорудных месторождений открытым и подземным способом. - Екатеринбург: Унипро-медь, 1991. - с. 65-69.

25. Шестаков В.А., Дулин А.Н., Версилов С.О. Определение размеров зоны обрушения при отработке охранного целика под р. Уруп // Напряженное состояние массивов горных пород и управление горным давлением: Сб. тр./ ин-т физики и механики горных пород. - Фрунзе: ИЛИМ, 1990.-с. 331-336.

26. A.c. 1710138 СССР, МКИ Е21 С41/16. Способ разработки месторождений полезных ископаемых. Заявл. 5.12.89. Опубл. 7.02.92. Бюл. Ne 5. (соавторы Анциферов A.C., Кондратьев С.С., Борщ-Компониец В.И.).

27. A.c. 1803561 СССР, МКИ Е21 С41/22. Способ разработки наклонных рудных тел. Заявл. 30.01.91. Опубл. 23.03.93. Бюл. Л'е П. (соавторы Хан A.C., Борщ-Компониец В.Д., Тарасенко В.Д. и др.).

28. A.c. 1754908 СССР, МКИ Е21 F13/00. Устройство для торцового выпуска руды. Заявл. 07.01.90. Опубл. 15.08.92. Бюл. № 30. (соавторы Шестаков В.А., Сергеев В.В., Игнатов В.Н. и др.).

29. A.c. 1630388 СССР, МКИ Е21 С41/00. Способ совместной разработки месторождений. Заявл. 26.07.88. ДСП-М 000161.-1990 (соавторы Шестаков В.А., Игнатов В.Н.).

30. A.c. 1803575 СССР, МКИ Е21 Д11/14. Крепь сопряжений выработок. Заявл, 05,01.89. Опубл. 23.03.93. Бюл. № 11. (соавторы Шестаков В.А., Дулин А.Н. и др.).

31. Шестаков В.А., Версилов С.О. Расширение области эффективного применения систем разработки с обрушением. // Добыча руд и охрана природы: Сб. ст. / Новочеркасск, гос. техн. ун-т - Новочеркасск, 1994, - с, 2-6. - Деп, в ВИНИТИ 07.06.94. № 1399-В94.

32. Шестаков В.А., Версилов С.О.,Уртаева Ф,У. Рудоподготоика при добыче и переработке // Комплексное изучение и эксплуатацию месторождений полезных ископаемых: Материалы междунар. конф. -Новочеркасск: Набла, 1994. - 95 е., ил.

33. Совершенствование систем разработки с обрушением / Шестаков В.А., Версилов С.О., Демин С.М., Долгашов Г.Е.// Комплексное

изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых: Материалы междунар. конф. - Новочеркасск: НГТУ, 1995.

34. Версилов С.О., Демин С.М., Долгашов Г.Е. Оптимизация потерь и разубоживания при выпуске руды из блоков // Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых: Материалы междунар. конф. - Новочеркасск: НГТУ, 1995.

35. Рудоподготовка как средство более полного использования недр / Шестаков В.А., Версилов С.О., Уртаева Ф.У., Литвиненко A.A. // Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых: Материалы междунар. конф. - Новочеркасск: НГТУ, 1995.

36. В.А. Шестаков, С.О. Версилов, С.М. Демин. Повышение полноты и комплексности использования недр при системах с обрушением // Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: Материалы Юбилейной XXXXIV науч. конф. НГТУ-Новочеркасск: НГТУ, 1996.

37. В.А. Шестаков, A.A. Литвиненко, С.О. Версилов, Т.В. Литов-ченко. Методы формирования рудопотоков и их эффективность // Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: Материалы Юбилейной XXXXIV науч. конф. НГТУ-Новочеркасск: НГТУ, 1996.

38. В.А. Шестаков, A.A. Литвиненко, С.О. Версилов, В.Г. Самсонов. Оценка эффективности усреднения руд по качеству // Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: Материалы Юбилейной XXXXIV науч. конф. НГТУ-Новочеркасос: НГТУ, 1996.

Подписано к печати 23.05.96 Объем 2.0 пл. тираж 100 экз. Заказ № 572

Типография НГТУ ул. Просвещения 132