Бесплатный автореферат и диссертация по наукам о земле на тему

Обоснование параметров системы с взрыводоставкой руды для разработки мощных наклонных залежей применительно к условиям Малеевского рудника АО "Казцинк"

ВАК РФ 25.00.22, Геотехнология(подземная, открытая и строительная)

Автореферат диссертации по теме "Обоснование параметров системы с взрыводоставкой руды для разработки мощных наклонных залежей применительно к условиям Малеевского рудника АО "Казцинк""

На правах рукописи

ВОЛИК Иван Александрович

□0340 Ю73

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ СИСТЕМЫ С ВЗРЫВОДОСТАВКОЙ РУДЫ ДЛЯ РАЗРАБОТКИ МОЩНЫХ НАКЛОННЫХ ЗАЛЕЖЕЙ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К УСЛОВИЯМ МАЛЕЕВСКОГО РУДНИКА АО «КАЗЦИНК»

Специальность 25.00.22 - Геотехнология (подземная,

открытая и строительная)

Автореферат диссертации на соискание ученой степени кандидата технических наук

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ 2009

003481073

Работа выполнена в государственном образовательном учреждении высшего профессионального образования Санкт-Петербургском государственном горном институте имени Г.В. Плеханова (техническом университете).

Научный руководитель -

доктор технических наук, профессор

Богуславский Эмиль Иосифович

Официальные оппоненты:

Член-кор. РАН, доктор технических наук, профессор

Каплунов Давид Родионович,

кандидат технических наук

Ковалевский Владимир Николаевич

Ведущее предприятие - РГОК АО «Казцинк».

Защита диссертации состоится 13 ноября 2009 г. в 13 ч 15 мин на заседании диссертационного совета Д 212.224.06 при Санкт-Петербургском государственном горном институте имени Г.В.Плеханова (техническом университете) по адресу: 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, д.2, ауд. 1160.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Санкт-Петербургского государственного горного института.

Автореферат разослан 12 октября 2009 г.

Ученый секретарь диссертационного совета д-р техн. наук, профессор

В.П.ЗУБОВ

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Опыт освоения рудных месторождений полезных ископаемых позволяет говорить об ухудшении условий разработки, снижении содержания металла в руде, сокращении значительной части легкодоступных запасов и.т.д. Все это усугубляется нестабильностью цен на рынках сбыта и ростом издержек производства, что предъявляет новые требования к полноте извлечения и безопасности очистных работ. При этом, все более существенную роль играет уровень затрат на добычу исходного минерального сырья.

Перспективным направлением в повышении эффективности работы рудника является применение новой технологии, позволяющей увеличить производительность и концентрацию работ, снизить потери руды и затраты при добыче.

Современное состояние работ на предприятии, при выемке запасов мощных наклонных месторождений полиметаллических руд, имеет ряд недостатков (снижение производительности при очистной выемке, за счет трудоемкости работ по доставке руды, увеличение потерь, затрат на материалы и.т.д.). Разработка залежей Малеевского рудника, с углом падения менее 50°, приводит к потерям на днище камеры большого количества богатой руды.

Как показывает анализ отечественного и зарубежного опыта, а так же исходя из специфики горно-геологических и горнотехнических условий, интенсификации и повышения эффективности работ можно добиться использованием кинетической энергии взрыва при очистных работах.

Система разработки с взрыводоставкой руды позволит решить поставленную задачу при небольших инвестициях, как на базе применяемых камерных систем, так и в виде нового варианта разработки наклонных мощных залежей с последующей закладкой выработанного пространства.

Решению задачи оценки и повышения эффективности взрыводоставки руды, посвящены работы: Бурцева Л.И., Бронникова Д.И., Медведева Г.Н., Балдина A.B., Щелканова Б.А.,

Раскильдинова Б.У. и др. Предложены различные варианты по интенсификации процессов добычи, путем использования кинетической энергии взрыва и комплекса инженерных решений, позволяющих максимально полно применять эту энергию.

Однако эти работы не учитывают необходимости управлять процессом взрыводоставки, для обеспечения максимальной эффективности при минимальных потерях, в различных горногеологических условиях

Это определяет актуальность работы по обоснованию технологии с взрыводоставкой руды для отработки мощных наклонных месторождений, позволяющей повысить конкурентность добываемой руды и безопасность ведения горных работ.

Цель работы. Повышение эффективности очистных работ и полноты извлечения запасов руд Малеевского рудника.

Идея работы. Оптимальную длину доставки руды взрывом, в условиях отработки запасов Малевского рудника, следует определять из условий переменного удельного расхода ВВ по высоте й длине камеры, в соответствии с предложенной методикой, учитывающей угол наклона почвы камеры, ее высоту, ширину и тип ВВ.

Основные задачи исследований:

-Изучение отечественного и зарубежного опыта взрыводоставки руды;

-Разработка и выбор конкурирующих вариантов систем разработки решающих поставленную задачу;

-Аналитические исследования влияния горно-геологических и горно-технических условий отбойки руды и системы разработки на параметры и показатели взрыводоставки;

-Производственные эксперименты по определению факторов, влияющих на эффективность взрыводоставки, а так же работы по проверке сходимости экспериментальных и аналитических результатов;

-Экономико-математическое моделирование и определение оптимальных параметров системы с взрыводоставкой;

Промышленные испытания и внедрение результатов исследований.

Методы исследований:

Анализ и обоснование результатов предшествующих работ, посвященных изучению систем с взрыводоставкой руды; экономико-математическое моделирование взрыводоставки руды для условий Малеевского рудника, при различных углах наклона камеры, на основе предложенной методики расчетов; компьютерное моделирование длины полета и доставки руды; промышленный эксперимент по выявлению влияния различных факторов на эффективность взрыводоставки; анализ полученных результатов и сопоставление их с аналогичными данными других исследователей.

Научная новизна:

- Выявлены зависимости дальности полета отбитой руды при взрыводоставке: а) от угла наклона камеры - параболическая; б) от высоты камеры - до 2,5-3 м - степенная и далее линейная с малым углом наклона; в) от удельного расхода взрывчатых веществ (ВВ) — линейная; позволяющие определять необходимый удельный расход ВВ и при новой технологии - оптимальный угол наклона камеры, что обеспечит эффективность разработки месторождений и низкие потери.

- Установлена зависимость удельного расхода ВВ, для обеспечения заданного расстояния взрыводоставки, от схемы размещения заряда в веере скважин, позволяющая рационально рассчитывать расход ВВ в слое, что обеспечивает высокую долю объема руды, достигшей выпускных отверстий, а следовательно ведет к снижению потерь на днище камеры.

Основные защищаемые положения:

1. Для обеспечения максимальной концентрации отбитой руды у выпускных отверстий, следует применять переменный удельный расход ВВ по длине камеры - пропорционально тангенса угла ее наклона, а по высоте - прямо пропорционально расстоянию от кровли к почве камеры.

2. При определении расстояния взрыводоставки, длина сползания отбитой руды не должна учитываться при угле наклона

камеры менее 30°, это приведет к незначительному уменьшению длины доставки, но обеспечит минимальные потери руды на почве камеры и интенсифицирует процесс взрыводоставки.

3. Весьма мощные горизонтальные, пологие и наклонные месторождения с устойчивыми рудами и вмещающими породами следует разрабатывать предложенной технологией с взрыводоставкой, позволяющей оформлять камеру определенной длины с необходимой высотой и углом наклона, что обеспечит максимальное использование кинетической энергии взрыва, следовательно повысит эффективность и безопасность работ и снизит потери руды

Практическая значимость работы:

1. Разработана инженерная методика аналитического расчета длины полета отбитой руды и полной длины взрыводоставки с учетом длины сползания.

2. На руднике принято решение включить результаты данной работы в технологический регламент ведения горных работ.

3. Получен патент № 2365754 на изобретение технологии отработки мощных наклонных и горизонтальных залежей системой с взрыводоставкой руды.

Достоверность и обоснованность научных положений и рекомендаций обеспечиваются

представительностью и надежностью исходных данных; положительными результатами опытно-промышленной проверки разработанных научно-технических решений; сопоставимостью результатов аналитических расчетов и данных практики.

Апробация работы: основные положения и выводы докладывались и обсуждались на Московской конференции "Неделя горняка" (2007, 2008 гг.), конференциях молодых ученых СПГГИ (ТУ) (2007-2009 гг.), конференции «Развитие идей Н.В. Мельникова в области комплексного освоения недр» (2009 г.).

Личный вклад автора состоит: в обосновании эффективности применения технологии с взрыводоставкой руды, разработке комплекса инженерно-технических решений, методики

расчета и создании новой технологии; в проведении производственных экспериментов в условиях рудников АО «Казцинк» по выявлению степени и характера влияния различных факторов на длину взрыводоставки.

Публикации: Основные положения диссертации опубликованы в 6 работах, в том числе 3 в изданиях, рекомендованных ВАК, 1 патент на изобретение.

Реализация работы: результаты исследований использованы при разработке технологии ведения очистных работ на рудниках ЗГОК АО «Казцинк», внедрены в технологический регламент горных работ на этих рудниках; используются в учебном процессе в СПГГИ (ТУ) им. Г.В. Плеханова по специальности 130404 «Подземная разработка месторождений (рудных) полезных ископаемых».

Структура и объем работы: диссертация состоит из введения, 5 глав, заключения, библиографического списка из 82 наименования и содержит 128 стр. машинописного текста, 38 рисунков, 12 таблиц.

Автор выражает искреннюю благодарность научному руководителю д.т.н., проф. Э.И. Богуславскому за помощь в определении общей идеи, направлений исследований и интерпритации полученных данных; АО «Казцинк» (ЗГОК) за помощь в сборе исходной информации, проведении промышленных экспериментов и экспертизе работы; сотрудникам кафедры РМПИ за полезные советы и ценные замечания.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Общей теоретической базой, при выполнении работы, явились труды ведущих ученых в области совершенствования технологических схем подземной разработки месторождений твердых полезных ископаемых: М.И. Агошкова, Д.М. Бронникова, Р.П. Каплунова, Д.Р. Каплунова, A.B. Балдина, A.B. Будько, Л.И. Бурцева, В.Р. Именитова, Г.Н. Медведева, В.В. Михайлова, Г.И Покровского, Б.У. Раскильдинова, В.А. Филиппова, В.А. Щелканова, и др.

В первой главе диссертационной работы представлен анализ опыта отработки мощных и сверхмощных, наклонных рудных тел камерными системами, специфика горно-геологических условий и состояние технологии отработки рудных тел Малеевского месторождения. Сформулированы цели и задачи исследований.

Во второй главе предложена новая технология с использованием кинетической энергии взрыва при выемке мощных, наклонных залежей Малеевского рудника. Исследовано влияние различных факторов на длину взрыводоставки. Выполнены аналитические решения по определению длины доставки и необходимого удельного расхода ВВ.

В третьей главе проанализирован опыт экспериментальных исследований в литературных источниках, представлена методика исследований параметров взрыводоставки руды.

В четвертой главе приведены и проанализированы результаты промышленных экспериментов по влиянию угла наклона камеры, высоты камеры, удельного расхода ВВ, типа ВВ и зажима пород, на длину взрыводоставки, потери и выход негабарита.

В пятой главе выполнено экономико-математическое моделирование параметров и показателей взрыводоставки в условиях разработки Родниковой и Октябрьской рудных тел. Проведена оценка экономического эффекта, связанного с внедрением разработанных рекомендаций.

Основные результаты исследований отражены при доказательстве следующих защищаемых положений:

1. Для обеспечения максимальной концентрации отбитой руды у выпускных отверстий, следует применять переменный удельный расход ВВ по длине камеры -пропорционально тангенса угла ее наклона, а по высоте - прямо пропорционально расстоянию от кровли к почве камеры.

В настоящее время камерная система разработки с последующей закладкой выработанного пространства является одной из наиболее распространенных технологий при освоении подземных рудных месторождений. Использование кинетической

энергии взрыва, при доставке руды, требует определенных технологических решений, реализация которых не всегда возможна. Классический вариант системы применялся на ряде рудников: Гороблагодатский, Березовский, Миргалимсайский, Ридцер-Сокольный, Сноу Лейк, Салливан, Бодас, Конгламирейт и т.д.

Отличительной особенностью системы с взрыводоставкой руды является создание условий для максимального использования кинетической энергии взрыва.

Обобщение и анализ научно-технической литературы показывает, что применение технологи с взрыводоставкой руды в условиях разработки наклонных рудных тел, обеспечивает высокую эффективность работ, повышает интенсивность и концентрацию очистной выемки. Особые требования предъявляются к качеству проектирования и выбору оптимальных параметров систем разработки.

Л.И. Бурцевым, A.B. Будько и др. выявлены основные горногеологические и горно-технические факторы, влияющие на производительность системы разработки. Известно, что вне зависимости от специфики каждого из вариантов технологии, все они сводятся к задаче определения одной величины - длины доставки руды взрывом. Полная длина доставки складывается из двух составляющих: длины полета отбитой рудной массы и длины сползания отбитой рудной массы по почве камеры. В свою очередь, каждая из величин зависит от: угла наклона залежи, мощности рудного тела, начальной скорости полета куска, связанной с удельным расходом ВВ, коэффициента трения сползания и гранулометрического состава отбиваемой массы.

Согласно работам В.А. Щелканова полная длина доставки определяется по формуле:

• 2 И

sin a-{x-tga +-)

+ ^ +-- 2'cosa ,м (1)

2 cos at /-cos a -sin a

где m - мощность рудного тела, м; а - угол падения рудного тела; х-расстояние на которое переместится отбитая масса относительно горизонтальной оси, м; /- коэффициент трения сползания.

В первой части уравнения (1), описывается процесс полета отбитой рудной массы:

/„ =~-tga + —í— > м (2)

2 cosa

Величина х - перемещение отбитого материала относительно горизонтальной оси, зависит от начальной скорости полета куска и0, определение которой не однозначно. Предлагается и0

определять с учетом принципов, разработанных в ИПКОН РАН (Казаковым H.H., Копыловым С.В).

Начальная скорость полета взорванной рудной массы существенно зависит от удельного расхода ВВ. Детальный анализ работ Л.И. Бурцева, Д.М. Бронникова показал, что интенсивность увеличения начальной скорости полета руды, в значительной степени определяется крепостью разрушаемой среды. Так, в лабораторных испытаниях, при прочности материала на сжатие 32 кгс/см2, с увеличением удельного расхода ВВ на 0,8 кг/м3, абсолютное приращение скорости составило 3,5 - 4 м/сек.

Во второй части уравнения, определяющей расстояние сползания руды:

• 2 т

sin a (x tga +-)

I __2-cos« , м (3)

/•cosa-sina

возникает проблема расчета и точного прогнозирования поведения отбитой массы в момент неупругого взаимодействия, при приземлении, характера взаимодействия отбитого куска и рудной мелочи, покрывающей почву камеры.

По мере удаления забоя от выработок днища растет длина доставки, появляется необходимость в увеличении дальности отброса руды, а следовательно, в повышении расхода ВВ. Таким образом, зная расстояние от отбиваемого слоя до выработок выпуска, необходимо рассчитать соответствующий расход ВВ, способный отбросить рудную массу на нужную дистанцию. Естественно, что в начальной стадии отработки камеры необходимый для доставки удельный расход ВВ значительно ниже, чем в завершающей.

Основной недостаток существующих методик -недостаточная проверка их работоспособности в производственных условиях. Кроме того, практически отсутствует методика инженерных расчетов для предложенной в диссертации технологии разработки мощных и сверхмощных наклонных и пологих залежей с взрыводоставкой руды. При расчете расстояния взрыводоставки отбитой руды учитываются факторы, не оказывающие существенного влияния на эффективность взрыводоставки; в условиях месторождений малой мощности, (менее бм) не учитывают зажим горных пород. В ряде методик учитывается сопротивление движению воздуха.

Предлагаемая методика расчета длины взрыводоставки учитывает влияние основных факторов: угла наклона и высоты камеры, удельного расхода и типа ВВ, а при малой высоте очистного пространства - условие зажима. В совокупности с новой технологией, новая методика минимизирует влияние природных факторов. В расчетах угол наклона камеры и удельный расход ВВ являются изменяемыми факторами, для которых производится оптимизация. Методика расчета представлена уравнениями:

Ld = L„+ 4„, м (4)

I Нк: -S'"2". +("о -S'"2"« • Уз-Ц) - sina, +g'L><> -sin а* +i-g-HK , M (5)

" 2-cosа. •(/-cosa, -sinalr) + 4-g--(/-cosa, -sinax)

l = ■tga, | u¡ryl3-u0-sma,+g-v0-smal+$-g-HK M 2 4 ■ g

где L(h L„, Lcn - соответственно расстояния доставки, полета руды и сползания руды, м; Нк - высота камеры, м; ак - угол наклона камеры; и0 - начальная скорость полета отбитой массы,

определяемая согласно методике (9), м/с; КсТ - структурный коэффициент; g - ускорение свободного падения, м/с2; / коэффициент трения сползания.

Расчет начальной скорости полета отбитой руды, в принятых условиях, целесообразно производить с помощью усреднения зарядов и перехода к удельному расходу ВВ на 1 м3:

и-К-\

, м/с.

(7)

где дт - удельный расход ВВ, кг/ м3;дсл-ширина отбиваемого слоя,

м; К - эмпирический коэффициент учитывающий структурные особенности руд, для исследуемых условий он лежит в пределах 1,11,3 ; IV - линия наименьшего сопротивления (Л.Н.С.), м.

Взрыводоставка отбитой руды производится в условиях постоянного удаления очистного забоя от выпускных выработок днища. Это требует увеличения удельного расхода ВВ, по мере продвижения очистной выемки (рис. 1).

5

1.5 2 2.5 3

Удельный расход ВВ, кг/мЗ

Рисунок 1. Аналитическая зависимость длины взрыводоставки (Ьд) от удельного расхода ВВ (я) при различном значении угла наклона камеры и фиксированной высоте камеры -15 м.

Переменный удельный расход ВВ зависит, главным образом, от угла наклона камеры. При росте угла наклона камеры значительно снижается потребность в увеличении удельного

8шад/с а

В г

Рисунок 3. Результат экспериментальной отбойки при различных значениях высоты камеры и удельного расхода ВВ: а - результат отбойки Нк=11 м , ак=27°; б - результат отбойки Нк=6 м , ак=27°; в - результат отбойки Нк=11 м , ак=12°; г - результат отбойки Нк=6 м ,

ак=12°.

расхода ВВ. Аналогично действует фактор - высота камеры (рис. 2). Из-за различной величины отброса руды от кровли и от почвы очистного пространства, возникает навал на днище камеры. Таким образом, высота камеры влияет и на размер навала отбитой руды.

1.2 1.7 2.2 2,7 3.2

Удельный расход ВВ, кг/т

| * Нк=5. м ■ Нк-П, м|

Рисунок 2. Экспериментальная зависимость длины взрыводоставки (Ьд) от удельного расхода ВВ (ц) при различном значении высоты камеры

Это подтверждается результатами производственных экспериментов (рис. 3) по взрыводоставке отбитой рудной массы в условиях «Малеевского» рудника и других рудников АО «Казцинк». Они позволяют сделать вывод об изменении контуров навала, со смещением основной отбитой массы к выработкам днища, или с рассеиванием по почве камеры. В этих условиях, для достижения размещения навала руды в зоне выпускных отверстий, удельный расход должен увеличиваться от кровли к почве камеры. Это приведет к перерасходу ВВ, но позволит сократить потери и повысить эффективность работ.

Совместное влияние высоты камеры и расстояния взрыводоставки позволяет создать комплексное выражение (8) для определения расчетного удельного расхода ВВ без учета длины сползания руды, которая определяется, главным образом, углом падения камеры:

¡1 = (2 • 10"5 • И - 0,0014) ■ 1} + (-0,00 И ■ Л + 0,345) • I + (-0,517 • 1п(Л) + 1,251), кг / м' (8)

2. При определении расстояния взрыводоставки, длина сползания отбитой руды не должна учитываться при угле наклона камеры менее 30°, это приведет к незначительному уменьшению длины доставки, но обеспечит минимальные потери руды на почве камеры и интенсифицирует процесс взрыводоставки.

Угол наклона камеры является основным природным фактором, оказывающим влияние на эффективность взрыводоставки. На основе анализа результатов, проведенных теоретических и практических исследований, а так же анализа выполненных промышленных экспериментов, можно сделать вывод, что длина сползания отбитой руды в наибольшей степени зависит от угла наклона камеры. Аналитическое решение определения длины взрыводоставки (4) позволяет оценить ее значение с учетом сползания руды - 1 и без учета - 2, при различных углах наклона

15 20 25 30 35 40 45 50 Угол падения камеры, град

Рисунок 4. Аналитическая зависимость длины доставки отбитой руды с учетом - (1) и без учета длины сползания - (2) от угла падения камеры при фиксированном расходе ВВ - 5 кг/м3 и высоте камеры 15 м.

При угле наклона камеры до 30° - длина сползания не превышает 10-15% от общего расстояния взрыводоставки. В целях увеличения доли рудной массы, достигшей выпускных выработок, рекомендуется рассчитывать длину взрыводоставки только с учетом длины полета руды. При углах наклона очистной камеры менее 30°

уравнение (4) определения длинны взрыводоставки, следует

преобразовать путем сокращения процесса сползания:

При ак< 30": ьл = £„,м (9)

К = к =

Нк ■tgaк о0 •уЗ-6'о -зш«, + -эта? 2 + 4-я

м

(10)

С одной стороны это приведет к незначительному уменьшению длины доставки, а с другой упростит задачу расчетов и главное - увеличит концентрацию отброшенной взрывом руды в пределах выработок выпуска, обеспечивая сокращение затрат на зачистку днища камеры и снижая потери в целом по системе.

Промышленные эксперименты, позволившие подтвердить достоверность аналитических расчетов по определению влияния угла наклона камеры на процесс доставки взрывом (рис. 5), проводились в нескольких выработках на Малеевском и других рудниках АО «Казцинк». В частности: в нарезных выработках с углом наклона от 5° до 12° и высотой до 6 м и в очистных выработках с углом наклона камеры до 25° и высотой до 15 м.

Угол наклона камеры,град

Рисунок 5. Экспериментальная зависимость длины взрыводоставки руды, от угла наклона залежи, при высоте камеры равной б м и удельном расходе ВВ равном 0,6 кг/т: 1 - данные производственных экспериментов; 2 - данные аналитических расчетов без учета длины сползания руды.

Экспериментальная проверка результатов, полученных аналитическим путем, показала расхождение аналитических и экспериментальных значений не превышающее 14%.

За критерий оценки эффективности доставки руды силой взрыва, принималось процентное отношение количества попавшей в зону выпускных отверстий руды, ко всему взорванному объему.

Проведенные исследования позволяют заключить, что при постоянном расходе ВВ, увеличение наклона очистного пространства с 25° до 35° позволяет уменьшить потери руды с 1213% до 7-8%, существенно влияя на эффективность взрыводоставки. При угле наклона исследуемой выработки менее 30°, наблюдался резкий рост развала отбитой массы руды, что значительно снизило эффективность очистных работ.

3. Весьма мощные горизонтальные, пологие и наклонные месторождения с устойчивыми рудами и вмещающими породами следует разрабатывать предложенной технологией с взрыводоставкой, позволяющей оформлять каперу определенной длины с необходимой высотой и углом наклона, что обеспечит максимальное использование кинетической энергии взрыва, следовательно повысит эффективность и безопасность работ и снизит потери руды

Разработка весьма мощных горизонтальных, пологих и наклонных залежей Малеевского рудника камерно - целиковыми системами, характеризуются повышенной опасностью горных работ, значительными потерями руды и ухудшением технико-экономических показателей.

Существующие технологии отработки месторождений системой с доставкой руды силой взрыва не позволяют изменять угол наклона камеры. Данный параметр считается природным и постоянным. Предлагаемая технология (рис. 6), позволяет управлять процессом взрыводоставки не только с помощью удельного расхода ВВ, но и за счет изменения угла наклона камеры (патент № 2365754).

Сущность технологии - в формировании в каждой камере наклонного фронта очистной выемки руды с направлением

очистных работ снизу вверх, от почвы к кровле. Отработанную камеру закладывают твердеющей закладкой. Исходя из мощности залежи и высоты очистного пространства, определяется необходимый угол наклона и длина камеры, максимальная ее длина определяется возможностями взрыводоставки (¿д). Технология позволяет рассчитывать рациональный удельный расход ВВ при различных возможных углах наклона камеры.

К достоинствам системы разработки с взрыводоставкой руды и последующей закладкой выработанного пространства можно отнести: высокую эффективность, качественные показатели извлекаемых руд, небольшой объем подготовительно - нарезных работ, сохранение налегающих пород и земной поверхности, безопасность при ведении очистных работ и возможность отработки пожароопасных руд.

Рисунок 6. Системы разработки с взрыводоставкой руды при разработке горизонтальных и наклонных месторождений большой мощности. 1- руднный массив; 2- рудоприемная траншея; 3- полевой откаточный штрек; 4- вентиляционный штрек; 5- буровой восстающий; 6- траншейный

штрек; 7- подсечной штрек; 8- очистное пространство; 9-твердеющая закладка; 10- вентиляционно-закладочный горизонт; 11 - отбитая руда; 12 -очистные скважины; 13 - заезд.

Недостатки данной технологии заключаются: в значительном перерасходе взрывчатых веществ (до 80-100%);

дополнительных расходах на закладочные работы; потерь времени на набор прочности закладочного массива.

Экономико-математическая модель выполнена на основе методики предложенной Раскильдиновым Б.У, а так же методики Л.И. Бурцева. Определения оптимальных параметров взрыводоставки производилось по высоте (рис. 7 а) и углу наклона камеры (рис. 7 б).

6

Рисунок 7. Зависимость себестоимости (Св) взрыводоставки руды от: а -высоты камеры (Нк), б - угла наклона камеры (ак). При различном значении удельного расхода ВВ: 1 - 0,8 кг/т; 2 -1 кг/т; 3-1,2 кг/т.

Реализация рекомендуемой системы разработки позволит увеличить производительность очистных работ за счет интенсификации доставки отбитой руды на 50-80%. Удельный объем подготовительно-нарезных выработок на 1000 т руды, уменьшится на 5-10%. А так же позволит снизить затраты на процессы до 0,5 -1 млн. долларов в год.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Данная диссертационная работа выполнена на актуальную тему и является самостоятельной, законченной научно-квалификационной работой, в которой представлены технические и технологические разработки, обосновывающие эффективность новой технологии подземной добычи руд в условиях полиметаллических месторождений, с применением взрыводоставки, имеющие существенное значение для горнодобывающей промышленности страны.

Основные результаты работы:

1. Анализ существующих технологических схем добычи руды, осуществляемых на руднике, показал снижение производительности при выпуске и доставке руды и рост потерь в пределах камеры. При этом увеличиваются эксплуатационные расходы на погрузочно-доставочную технику (расход шин увеличился в 3-4 раза, затраты «Ремсервиса» на 20-50%).

2. Интенсификацию производства в условиях мощных наклонных рудных тел (Родниковая, Октябрьская) можно обеспечить путем использования кинетической энергии взрыва, при доставке отбитой рудной массы.

3. Исследования системы с взрыводоставкой руды показали, что длина доставки взрывом зависит от ряда известных и не известных ранее факторов, причем степень их влияния не одинакова.

- угол наклона камеры свыше 30° оказывает самое существенное влияние на длину взрыводоставки, а при угле падения менее 30° теряет свою значимость:

- удельный расход ВВ является важным параметром при определении эффективности взрыводоставки, кроме того, он позволяет управлять длиной доставки и потерями руды на почве камеры;

- высота камеры, ранее считавшаяся основным фактором, на ряду с углом наклона камеры и удельным расходом ВВ, оказывает значительное влияние на длину взрыводоставки, лишь при небольших значениях (до 3-5 м), а затем оно значительно снижается;

- используемый тип ВВ так же оказывает влияние на длину взрыводоставки, при этом главный критерий выбора типа ВВ -сочетание бризантных и метательных свойств

- условия зажатой среды не учитывались ранее при изучении эффективности взрыводоставки, однако проведенные эксперименты показали, что при малой высоте или ширине камеры, необходимо учитывать и этот фактор.

4. На основании анализа и проведенных промышленных экспериментов, предложена методика расчета и управления длиной

взрыводоставки за счет переменных зарядов. Разработанные рекомендации по увеличению удельного расхода ВВ, по мере удаления забоя от выпускных выработок и от кровли к почве (в пределах отбиваемого слоя), позволяет повысить длину доставки, снизить потери руды и выход негабарита.

5. Предложена и запатентована новая технология отработки мощных наклонных и горизонтальных рудных залежей. Выполнено экономико-математическое моделирование для определения оптимальных параметров взрыводоставки.

ПУБЛИКАЦИИ ПО ТЕМЕ ДИССЕРТАЦИИ:

1. Волик И.А. Определение дальности полета отбитой руды в различных условиях ее взрыводоставки / Богуславский Э.И., Волик И.А.// Горный информационно-аналитический бюллетень, Москва 2009 г., №1, с. 229-236.

2. Волик И.А. Аналитические и экспериментальные исследования взрыводоставки руды / Богуславский Э.И., Волик И.А.//Известия ВУЗов. Горный журнал, Екатеринбург 2009 г., №3, с. 27-31.

3. Волик И.А. Управление длиной доставки силой взрыва за счет изменения удельного расхода ВВ / Богуславский Э.И., Волик И.А.// Горный информационно-аналитический бюллетень, Москва 2009, №1, с. 236-239.

4. Волик И.А. Основные факторы, влияющие на длину полета отбитой руды при ее взрыводоставке / Богуславский Э.И., Волик И.А.// «Фундаментальные исследования», Москва 2007 г., №12, с. 472-475.

5. Волик И.А. Система разработки с доставкой руды силой взрыва / Богуславский Э.И., Волик И.А.// «Развитие идей Мельникова в области комплексного освоения недр» К 100 летию Н.В. Мельникова, Москва 2009 г., с. 188-190.

6. Патент №2365754 России, МПК7 Е 21 С 41/22 Способ разработки рудных тел. / Богуславский Э.И., Мозер С.П., Волик И.А. 27.08.2009.

РИЦ СПГГИ. 07.10.2009. 3.533. Т. 100 экз. 199106 Санкт-Петербург, 21-я линия, д.2

Содержание диссертации, кандидата технических наук, Волик, Иван Александрович

ВВЕДЕНИЕ.

ГЛАВА 1. АНАЛИЗ ОПЫТА ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ДОСТАВКОЙ РУДЫ СИЛОЙ ВЗРЫВА. ПРИМЕНЯЕМЫЕ НА РУДНИКЕ ТЕХНОЛОГИИ. ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ.

1.1. Опыт разработки запасов Малеевского рудника АО «Казцинк».

1.2. Система разработки с взрыводоставкой руды.

1.3. Анализ отечественного и зарубежного опыта применения системы с взрыводоставкой руды.

1.4. Цели и задачи исследования, методы решения.

ГЛАВА 2. РАЗРАБОТКА ТЕХНОЛОГИИ ВЫЕМКИ МОЩНЫХ, НАКЛОННЫХ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ СИСТЕМОЙ С ВЗРЫВОДОСТАВКОЙ НУДЫ.

2.1. Особенности и основные параметры систем с взрыводоставкой руды.

2.2. Факторы, влияющие на эффективность взрыводоставки.

2.3. Анализ методик определения длины взрыводоставки.

2.4. Рекомендуемая методика определения длины взрыводоставки. Новая технология разработки с использованием силы взрыва для доставки руды.

Выводы.

ГЛАВА 3. Методика исследований параметров взрыводоставки руды.

ГЛАВА 4. Физический производственный эксперимент по оценке факторов, влияющих на процесс взрыводоставки руды.

4.1. Опыт проведения экспериментов и внедрений системы с взрыводоставкой руды.

4.2. Промышленный эксперимент по определению степени влияния основных факторов на длину взрыводоставки и потери.

4.3. Анализ проведенных экспериментов.

ГЛАВА 5. Экономико-математическое моделирование и оптимизация параметров и показателей взрыводоставки в условиях разработки Родниковой и

Октябрьской залежей Малеевского рудника.

Введение Диссертация по наукам о земле, на тему "Обоснование параметров системы с взрыводоставкой руды для разработки мощных наклонных залежей применительно к условиям Малеевского рудника АО "Казцинк""

Опыт освоения рудных месторождений полезных ископаемых позволяет говорить об ухудшении условий разработки, снижении содержания металла в руде, сокращении значительной части легкодоступных запасов и.т.д. Все это усугубляется нестабильностью цен на рынках сбыта и ростом издержек производства, что предъявляет новые требования к полноте извлечения и безопасности очистных работ. При этом все более существенную роль играет уровень затрат на добычу исходного минерального сырья.

Перспективным направлением в повышении эффективности работы рудника является применение новой технологии, позволяющей увеличить производительность и концентрацию работ, снизить потери и затраты при добыче.

Современное состояние работ на предприятии, при выемке запасов мощных наклонных месторождений полиметаллических руд, имеет ряд недостатков (снижение производительности при очистной выемке, увеличение • > • потерь, затрат на материалы и.т.д.). Большая часть залежей Малеевского рудника с углом падения менее 50°, отрабатывается камерными системами с отбойкой на плоское днище. При этом работа в открытой камере разрешена только для техники с дистанционным управлением, а на днище камеры, при значительной ее длине, теряется большое количество богатой руды.

Как показывает исследование отечественного и зарубежного опыта, а так же исходя из специфики горно-геологических и горнотехнических условий, интенсификации и повышения эффективности работ можно добиться использованием кинетической энергии взрыва при очистных работах.

Анализ применения камерных систем разработки и доставкой руды с помощью кинетической энергии взрыва показал, что применение данной технологии позволяет использовать высокопроизводительную самоходную технику, обеспечить безопасность ведения очистных работ, улучшить параметры отбойки, повысить технико-экономические показатели. Увязка всех факторов, влияющих на эффективность взрыводоставки, позволяет совершенствовать, как отдельные элементы, так и технологию в целом. Важной задачей следует отметить оценку горно-геологических и горно-технических условий, ввиду противоречивости их влияния. Поэтому, для определения оптимальных параметров системы разработки, необходимо обеспечить проведение промышленного эксперимента, физического и экономико-математического моделирования и теоретических исследований, позволяющих установить взаимосвязь между процессами.

Системы разработки с взрыводоставкой руды позволят решить поставленную задачу при небольших инвестициях, как на базе применяемых камерных систем, так и в виде нового варианта разработки наклонных мощных залежей с последующей закладкой выработанного пространства.

Решению задачи повышения эффективности взрыводоставки руды посвящены работы: М.И. Агошкова, Д.М. Бронникова, Д.Р. Каплунова, А.В. Балдина, А.В. Будько, Л.И. Бурцева, В.Р. Именитова, Г.Н. Медведева, В.В. Михайлова, Г.И Покровского, Б.У. Раскильдинова, А.А. Фаткулина, В.А. Филиппова, В.А. Щелканова и др.

Предложены различные варианты по интенсификации процессов добычи, путем использования кинетической энергии взрыва и комплекса инженерных решений, позволяющих максимально полно применять эту энергию.

Однако в существующих методиках есть некоторые недостатки: имеющиеся технологии работ не позволяют управлять взрыводоставкой, изменяя угол наклона камеры, этот фактор природный и равен углу падения рудного тела; учитывается ряд факторов (сопротивление движению воздуха, диаметр скважины и др.) практически не оказывающих влияние на длину взрыводоставки; не учитывается дифференциация заряда ВВ в зависимости от его размещения в слое по высоте забоя и расстояния до выпускных выработок, а так же влияние зажима отбиваемого слоя, при отбойке камер малой высоты.

Это определяет актуальность работы по обоснованию технологии с взрыводоставкой руды для отработки мощных, пологозалегающих месторождений, позволяющей повысить конкурентность добычи при минимальных потерях богатой руды на почве камеры. В рамках диссертационной работы произведена оценка всех факторов, влияющих на эффективность системы с взрыводоставкой, обнаружен новый фактор, не учитывавшийся ранее, предложена новая технология и методика расчета с учетом полученных зависимостей.

Целью данного исследования является поиск путей повышения эффективности очистной выемки и полноты извлечения запасов руд Малеевского рудника при обеспечении высокой безопасности работ.

Оптимальные технологические параметры определяются из условий достижения минимальных затрат при очистных работах. Для этого на базе аналитических исследований и промышленных экспериментов разрабатывалась программа расчета длины взрыводоставки и экономико-математическая модель для конкретных условий рудников ЗГОК АО «Казцинк».

Идея работы заключается в том, что оптимальную длину доставки руды взрывом, в условиях отработки запасов Малевского рудника, следует определять из условий переменного удельного расхода ВВ по высоте и длине камеры, в соответствии с предложенной технологией и методикой, учитывающей угол наклона почвы камеры, ее высоту, ширину и тип ВВ.

Выявлены зависимости дальности полета отбитой руды при взрыводоставке: от угла наклона камеры - параболическая; от высоты камеры -до 3 м - степенная и далее линейная с малым углом наклона; от удельного расхода ВВ - экспоненциальная; позволяющие определять высоту этажа, средний удельный расход ВВ и при новой технологии - оптимальный угол наклона камеры, что обеспечит эффективность разработки месторождений и низкие потери Установлена зависимость удельного расхода ВВ, для обеспечения заданного расстояния взрыводоставки, от схемы размещения заряда в веере скважин, позволяющая рационально рассчитывать ВВ в слое, что обеспечивает высокую долю руды, достигшей выпускных отверстий, а следовательно ведет к снижению потерь на днище камеры.

Основные защищаемые положения, разработанные диссертантом:

- Для определения расстояния взрыводоставки, длина сползания отбитой руды не должна учитывается при угле наклона камеры менее 30°, что приведет к незначительному уменьшению длины доставки, но обеспечит минимальные потери и интенсифицирует процесс.

- Для обеспечения максимальной концентрации отбитой руды у выпускных отверстий, следует применять переменный удельный расход ВВ по длине камеры пропорционально тангенса угла ее наклона, а по высоте - прямо пропорционально расстоянию от кровли к почве камеры.

- Мощные наклонные и горизонтальные месторождения, руд следует разрабатывать с применением предложенной технологии с взрыводоставкой, позволяющей оформлять камеру определенной длины с необходимой высотой и углом наклона, что обеспечит максимальное использование кинетической энергии взрыва, следовательно, повысит эффективность и безопасность работ и снизит потери руды.

Практическая значимость работы заключается в разработке методики аналитического расчета длины полета отбитой руды и полной длины взрыводоставки с учетом длины сползания, решение рудника включить результаты работы в технологический регламент, для дальнейшего использования и получении патента РФ на изобретение технологии отработки мощных наклонных и горизонтальных залежей системой с взрыводоставкой руды.

Достоверность и обоснованность научных положений и рекомендаций, обеспечиваются представительностью и надежностью исходных данных, положительными результатами опытно-промышленной проверки разработанных научно-технических решений, сопоставимостью результатов аналитических расчетов и данных практики.

В первой главе диссертационной работы представлен анализ опыта отработки мощных, наклонных рудных тел камерными системами. Проанализирована специфика горно-геологических условий и состояние технологии отработки рудных тел Малеевского месторождения, сформулированы цели и задачи исследований.

Во второй главе предложена новая технология с использованием кинетической энергии взрыва при выемке мощных и сверхмощных, пологозалегающих рудных тел Малеевского рудника. Исследовано влияние различных факторов на длину взрыводоставки. Выполнены аналитические решения по определению длины доставки и необходимого удельного расхода ВВ.

В третьей главе проанализирован опыт экспериментальных исследований в литературных источниках, приведены основные факторы, определяющие эффективность системы и представлена методика исследований параметров взрыводоставки руды.

В четвертой главе приведены и проанализированы результаты промышленных экспериментов по влиянию угла наклона камеры, высоты камеры, удельного расхода ВВ, типа ВВ и условий зажатой среды на длину взрыводоставки, потери и выход негабарита.

В пятой главе выполнено экономико-математическое моделирование условий разработки Родниковой и Октябрьской рудных тел. Даны рекомендации по выбору рациональных параметров. Проведена оценка экономического эффекта, связанного с внедрением разработанных рекомендаций. Разработан локальный проект экспериментального участка.

Основанные положения и выводы работы опубликованы в пяти печатных работах и одной заявке на изобретение. Докладывались и обсуждались на Московской конференции "Неделя горняка" (2007, 2008 гг.), конференциях

СПГГИ (ТУ) молодых ученых (2007-2009 гг.), конференции Развитие идей Н.В. Мельникова в области комплексного освоения недр (2009 гг.).

Работа выполнена в государственном образовательном учреждении высшего профессионального образования Санкт-Петербургском государственном горном институте им. Г.В. Плеханова (техническом университете), под научным руководством доктора технических наук, профессора Богуславского Э.И.

1. АНАЛИЗ ОПЫТА ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМЫ РАЗРАБОТКИ С ДОСТАВКОЙ РУДЫ СИЛОЙ ВЗРЫВА. ПРИМЕНЯЕМЫЕ НА

РУДНИКЕ ТЕХНОЛОГИИ. ЦЕЛИ И ЗАДАЧИ ИССЛЕДОВАНИЙ

Заключение Диссертация по теме "Геотехнология(подземная, открытая и строительная)", Волик, Иван Александрович

Результаты исследования влияния удельного расхода ВВ на эффективность взрыводоставки представлены на рисунках 4.6 (а, б), 4.7 и в таблице 4.4. При исследовании удельный расход ВВ изменялся с шагом 0,2 кг/м3. Из таблицы 4.4. видно, что влияние удельного расхода ВВ на эффективность взрыводоставки существенно. За критерий отбора принимали длину доставки руды при постоянном значении высоты и угла падения камеры, изменяющимся от серии к серии.

Рисунок 4.6 - Фрагмент сгущения скважин на участках аналогичной высоты С1>С2 а - удельный расход 1,8 кг/мэ; б - удельный расход 2,5 кг/м3.

3,5 4 4,5 5 5,5

Удельный расход ВВ, q ,кг/м3

А полученные экспериментально ■ полученные аналитически

Рисунок 4.7 - Экспериментальная зависимость длины взрыводоставки руды от удельного расхода ВВ, полученные экспериментально и аналитически.

Используемый тип ВВ так же оказывает влияние на длину взрыводоставки. Главный критерий при выборе типа ВВ - сочетание свойств бризантных и метательных. Например: бризантные свойства граммонита выше чем его метательные свойства, а у гранулита АС-8 или Powergel - они практически одинаковы. При подборе типа ВВ необходимо, чтоб метательные характеристики были больше или равны ее бризантных значений.

Промышленный эксперимент в условиях рудников АО «Казцинк» по оценке влияния используемого типа ВВ на длину взрыводоставки руды производился в нарезных выработках высотой 3 и 5 м и углом наклона выработки до 12°. В ходе экспериментов гранулит, использовавшийся при всех испытаниях и принят как эталонный, заменялся на Powergel и граммонит. При этом все остальные условия (высота камеры, угол наклона и удельный расход ВВ) оставались постоянными.

Использование мощных, бризантных ВВ, при взрыводоставке руды, приводит к чрезмерному размельчению отбиваемого массива и высокой степени дробления при низком выходе негабарита. Однако использование таких типов ВВ приводит к увеличению размеров навала отбитой руды и уменьшению длины взрыводоставки, за счет снижения метательной способности руды. Это связанно с высокой скоростью детонации бризантных ВВ. Следовательно, выбор типа ВВ так же играет роль при расчете эффективности системы с взрыводоставкой. При использовании ВВ с достаточными метательными характеристиками тип ВВ должен учитываться при расчете начальной скорости полета отбитой руды в уравнениях 2.29, 2.30.

Библиография Диссертация по наукам о земле, кандидата технических наук, Волик, Иван Александрович, Санкт-Петербург

1. Агошков М.И., Малахов Г.М. Подземная разработка рудных месторождений. М.: «Недра», 1966 - 652-665 с.

2. Агошков М.И. Критерии и прямые методы определения потерь и разубоживания при разработке рудных месторождений. Москва. 1961.

3. Агошков М.И. Конструирование и расчеты систем и технологии разработки рудных месторождений. М. «Наука». 1965.

4. Авакян Г.А. Расчет энергетических и взрывчатых характеристик ВВ. М., изд. ВИА, 1964 г. 10-16 с.

5. Алейников Б.И., Филиппов B.JL, Балдин А.В. Расчет параметров доставки руды силой взрыва.М.: ИГД им.А.А. Скочинского, 1964. 14-16 с.

6. Артеменко А.П., Щелканов В.А. Исследование эффективности доставки руды силой взрыва и собственным весом при разработке "наклонных месторождений. Сборник трудов, вып 8. Красноярск. 1969. 30-40 с.

7. Бадтиев Б.П., Кожиев Х.Х., Бабкин Е.А., Куликов Ф.М. Совершенствование технологии горных работ в сложных горно- геологических условиях Талнаха. Горный журнал №9. 2006. 50 с.

8. Байконуров О.А. Классификация и выбор методов подземной разработки месторождений. Алматы: «Наука». 1969.

9. Байконуров О.А, Мельников В.А., Нурумов Н.Е. Снижение потерь и разубоживания при разработке Миргалимсайского месторождения. Алматы. Проблемы разработки полезных ископаемых, в. 3. 1977. 70-73 с.

10. Баранов Е.Г. и др. Исследование процессов бурения и взрывания (с применением коносъемки). М. Углетехиздат. 1959 г.

11. Баум Ф.А. Процессы разрушения горных пород взрывом. СПб. «Взрывное дело» №52/9. М. Госгортехиздат. 1963 г.

12. Белопухов JI.K. Виноградов В.А. Результаты кинематографических исследований подземных взрывов. Новосибирск. Народохозяйственное использование взрыва, вып. 4. 1959.

13. Бронников Д.М., Бурцев Л.И., Медведев Г.Н. Взрывная доставка руды в шахтах. М. «Недра». 1972. 100-105 с.

14. Бронников Д.М., Замесов Н.Р. Исследование закономерностей дробления руды при ее отбойке взрывными скважинами. Тр. ИГД им. А.А. Скочинского. М. 1963.32 с.

15. Будко А.В., Бурцев Л.И. Безопасная система разработки наклоннопадающих месторождений руды. Безопасность в промышленности №1. М. 1959. 12-14 с.

16. Бурцев Л.И., Каплунов Д.Р., Медведев Г.Н., Звеков В.А. Разработка технологии подземной добычи руд на Миргалимсайском месторождении на основе применения самоходного оборудования. Научный отчет. ИГД им. А.А. Скочинского. М. 1970. 34-37 с.

17. Бурцев Л.И., Балдин А.В. Системы разработки с доставкой руды силой взрыва. М. 1967. 63-65 с.

18. Бурцев Л.И., Медведев Г.Н., Ищук В.И. Результаты исследованиия доставки руды силой взрыва при разработке пологих и наклонных залежей. «Металлургия», №5. 1970. 16-21 с.

19. Вольфсон П.М. Системы разработки с обрушением и торцевым выпуском для маломощных пологопадающих пластов. Горный журнал. 1992. №7. 21-25 с.

20. Габидули З.Р., Красавин В.П., Самусенко А.К. Технология разработки месторождений Учалинского ГОКа. Горный журнал №6. 2004. 25 с.

21. Галаев Г.З., Кавтаськин А.А. Применение методов математического моделирования для оптимизации технологических параметров рудника. Л. ЛГИ. 126 с.

22. Галченко Ю.П., Айнбиндер И.И., Сабянин Г.В. и др. О новой концепции развития подземной геотехнологии. Горный журнал №1. 2007. 7 с.

23. Глотов В.В., Казанков Ю.П. Повышение эффективности разработки месторождений полезных ископаемых Восточной Сибири. Иркутск. 1989.

24. Гришин А.Н., Матренин В.А., Мучник С.В. Способ формирования рассредоточенных скважинных зарядов. Горный журнал №4. 2007. 55 с.

25. Дополнение к технологическому регламенту для корректировки Малеевского проекта Зыряновского ГОКа ОАО "Казцинк" на производительность 2250 тыс. т. руды в год. ВНИИцветмет, 2001г.

26. Дятлов Н.А., Дронин В.А. Перспективы развития Узельгинского подземного рудника. Горный журнал №6. 2004. 44 с.

27. Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений подземным способом. М. 2003.

28. Ерголиев А.Е., Юрков В.Н. Системы разработки рудных месторождений. Ал маты. 1961.

29. Еременко А.А., Еременко В.А., Машуков И.В. и др. Взрывная отбойка горной массы параллельно сопряженными зарядами ВВ. Горный журнал №9. 2006. 44 с.

30. Ермаков Т.М., Шашкин В.Н. Перспективные направления подземной разработки донских хромитовых месторождений. Горный журнал, №2. 1997

31. Замесов Н.Ф., Айнбиндер И.И. и др. Подземная разработка рудных месторождений в сложных горнотехнических условиях. Горный журнал №4. 2005. 36 с.

32. Ибраев Ш.И., Арыков А.И. Некоторые результаты лабораторных работ по исследованию влияния диаметра заряда на степень дробления взрываемой среды. Тр. ИГД КазССР, вып 6. 1960. 135-145 с.

33. Игисинов Ж.Т. Очистная выемка как начальная стадия формирования качества продукции горнорудного предприятия. Горный журнал №3. 2002 г. 33 с.

34. Именитов В.Р. Подземная разработка рудных месторождений сборник статей. Москва. 1970

35. Именитов В.Р., Баранов А.О. Проектирование систем разработки и исследование их параметров. Москва. МГИ. 1979

36. Именитов В.Р. и др. Некоторые новые данные о системах разработки полиметаллических месторождений под ред. Г.Е. Руловича. Москва. 1961

37. Именитов В.Р. Высокопроизводительные системы разработки мощных месторождений крепких руд. Москва. Госгортехиздат 1961

38. Именитов В.Р. Развитие технологии разработки мощных рудных месторождений сборник статей под ред. Именитова. Москва. МГИ. 1973

39. Именитов В.Р. Системы разработки по проектам Гипроцветмета. Москва. 1949. 37-43 с.

40. Иофин С.Л. Перспективы поточной добычи руд на подземных рудниках. Горный журнал. 1992, №1. 47-51 с.

41. Иофин С.Л., Михайлов В.В., Орт В.Г. Разработка наклоннопадающих рудных залежей с системой доставки руды силой взрыва. М. 1968. 105 с.

42. Исаев К.О., Макаров А.Б. Геомеханическое обоснование системы разработки глубоких горизонтов Иртышского рудника. Горный журнал, спецвыпуск. 2005. с. 3

43. Казаков А.П. Физическая модель истечения газообразных продуктов взрыва. Физико-технические проблемы разработки полезного ископаемого. №2, 1983.

44. Карелин В.И. Рудник «Таймырский» 20 лет производственной деятельности. Горный журнал, вкладка №11-12. 2002.

45. Карпунов Е.Г. Теория взрыва и взрывчатые вещества. Ленинград 1985 г.

46. Кожогулов К.И. Напряженное состояние и разрушение горных пород. Бишкек. 1991. 23-31 с.

47. Королев И.О. Характер обрушения кровли подземной горной выработки с двумя системами упорядоченных трещин. Цветная металлургия, №3. 1992. 6-8 с.

48. Курский В.А. Исследование систем разработки с доставкой руды силой взрыва для маломощных пологопадающих месторождений. Диссертация к.т.н. (автореферат). Кривой Рог. 1967.

49. Кутузов Б.Н. Качество взрывной отбойки и некоторых закономерностей дробления горных пород. Проблемы дробления горных пород взрывом. М. 1959. 115-120 с.

50. Методическое указание по определению размеров камер и целиков при подземной разработке руд цветных металлов. Чита. 1988.

51. Методические основы для определения параметров обнажения. Совершенствование технологии добычи руд с закладкой. «Наука». Алма-Ата, 1986.

52. Мисюрин А.И., Прокушев Г.А., Волик А.И. и др. Инструкция по определению параметров сплошной камерной системы с закладкой и укреплением вмещающих пород для Тишинского рудника. Алма-Аата. 1990. 35-37 с.

53. Мисюрин А.И., Прокушев Г.А., Волик А.И. и др. Создание и внедрение технологии добычи руды с закладкой и предварительным укреплением горного массива на Тишинском руднике. Алма-Ата, 1992. 24-31 с.

54. МисюринА.И., Прокушев Г.А. и др. Создание и внедрение технологии добычи руды с закладкой и предварительным укреплением горного массива на Тишинском руднике. Алма-Ата, 1989.

55. Михайлов В.В. Технология моделирования и проверки подобия при исследовании доставки руды силой взрыва. Тр. ВНИИцветмет, №11. 1967. 220233 с.

56. Михайлов В.В. Методика моделирования доставки руды силой взрыва. Горное дело. М. 1967. 207-219 с.

57. Мосякин Д.В. Расчет нагрузок на между камерные целики при разработке Жезказганского месторождения. Горный журнал №2. 2005. 29 с.

58. Новикова JI.B. Оптимизация параметров камерной системы разработки с учетом разброса исходных данных. Известие Горный журнал, №7. 1992. 29-32 с.

59. Отаров К.М. Тырнаузский ГОК: опыт комбинорованной разработки в условиях высокогорья. Горный журнал №10. 2001. 39 с.

60. Платонов А.В., Лаврентьев С.С., Тебякин В.И. Подземная разработка кимберлитовой трубки «Айхал». Горный журнал №11. 2005. 77 с.

61. Покровский Г.И. Взрыв. М. «Недра». 1967. 20-35 с.

62. Покровский Г.И., Федоров И.С. Действие удара и взрыв в деформируемых средах. М. «Госиздат». 1967. 275 с.

63. Раскильдинов Б.У. Исследования основных факторов влияющих на эффективность доставки руды силой взрыва. «Добыча руд цветных металлов». Алматы. 1983. 75-80 с.

64. Раскильдинов Б.У. Определение оптимальных параметров буровзрывных работ при скважинной отбойке и взрывной доставке. Проблема развития фосфорной промышленности, научно-технич. сов. Джамбул. 1980. 19-20 с.

65. Рахматов Р.А. Опыт разработки полиметаллических месторождений Алтын Топканского рудного поля. Горный журнал, спецвыпуск, 2003. 64.с.

66. Резервы повышения эффективности разработки рудных месторождений. Усть-Каменогорск. 1990. 90 113 с.

67. Рыльникова М.В., Блюм Е.А. Имитационное моделирование горнотехнических систем при проектировании комбинированной геотехнологии. Горный журнал №4, 2005. 47с.

68. Сорокин В.Т. Моделирование действия взрыва на эквивалентных материалах. М. 1959. 30 с.

69. Технологический регламент для рудников ЗФ ОАО НТК «Норильский Никель».Норильск, ГМОИЦ. 2001 г.

70. Технологический регламент на разработку проекта "Расширение Малеевского рудника годовой производительностью 2 млн.т.". ВНИИцветмет, ЗГОК, 2000г.

71. Технология и механизация подземной добычи руд цветных металлов за рубежом. М., изд. ЦНИИЭИцветмет, 1969 г.

72. Фрейдин A.M., Неверов А.А., Неверов С.А. Совершенствование способов выемки мощных залежей под обрушенными породами. Горный журнал №4. 2007. 46 с.

73. Хомяков В.И. Зарубежный опыт закладки на рудниках. Москва. «Недра». 1984. 30-38 с

74. Чантурия В.А. Развитие горных наук и проблемы комплексного освоения недр земли. Горный журнал №10. 2007. 101 с.

75. Шевчук JI.B., Ахметов С.О. Совершенствование систем разработки наклонных залежей. Горный журнал №5. 2002. 46 с.

76. Шкорпетин В.В., Пофин С.В. Системы разработки мощных месторождений руд цветных металлов Казахстана. Москва 1960.

77. Щелканов В.А. Использование силы взрыва и собственного веса для перемещения отбитой руды при разработке наклоннопадающих залежей. Тр. ГГИ УФАН ССР, вып 1960. 149 -151 с.

78. Щелканов В.А. Оценка способов доставки отбитой руды при разработке наклонных месторождений. Тр. ГГИ УФАН ССР, вып 54. 1960. 155 -166 с.

79. Цихоня МЛ., Кривенков А.С. и др. Усовершенствование систем разработки на Кличковском и Кадаинском рудниках Нерчинского рудоуправления. Науч. тр. ИРГИредмет, вып. 10. 1961.

80. Эндянь X., Чженьчжон М. Некоторые вопросы выемки горизонтальными слоями с закладкой. Разработка месторождений с закладкой. Москва, «Мир». 1987. с. 328.

81. Юн Р.Б. Новая концепция подземной подземной разработки Жезказганского месторождения. Горный журнал №5, 2005. 35 с.

82. Юхимов Я.И., Гальперин В.Г. Способ упрочнения горных пород при подземной разработке полезных ископаемых за рубежом и в СССР. ЦНИИЭИЦМ. Москва. 1985.