CC BY
20
УДК 622.831
В.И. Башков, Е.А. Христолюбов, А.А. Еременко, В.Н. Филиппов, А.И. Конурин
ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ СЛЕПЫХ РУДНЫХ ТЕЛ В УДАРООПАСНЫХ УСЛОВИЯХ НА ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЯХ ГОРНОЙ ШОРИИ
Дана оценка геомеханического состояния массива горных пород в слепом рудном теле при переходе от камерной системы разработки к подэтажному обрушению с увеличением глубины выемки руды на Таштагольском месторождении. Установлено, что с увеличением глубины горных работ при камерной системе разработки в крест простирания камер и целиков на каждые 200 м глубины напряжения увеличиваются на — 10^20 МПа, а по простиранию на — 2^5 МПа. При системе подэтажного обрушения с увеличением отрабатываемых слоев напряжения в массиве снижаются в 1,5^2,0 раза. Рассмотрено изменение ширины и длины целиков с увеличением глубины. Определено, что допустимый размер целика колеблется от 8,6 до 22 м; камера — от 18 до 24 м. Предложена технологическая схема отработки предохранительного целика, включающая применение системы этажного принудительного обрушения и этажно-камерной с закладкой, позволяющая вести интенсивную отработку рудных запасов.
Ключевые слова: месторождения, руда, технологии, горные работы, напряженное состояние, динамические явления, горный удар, безопасность горных работ.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-3-0-18-31
Дана геомеханическая оценка состояния массива горных пород в слепом рудном теле при переходе от камерной системы разработки к подэтажному обрушению с увеличением глубины очистных работ.
Оценка влияния отработки Юго-Западного слепого рудного тела на Шереге-шевском месторождении при переходе от камерной системы разработки к под-этажному обрушению с увеличением глубины очистных работ на характер распределения зон концентрации напряжений, проводилась методом математического моделирования [1—5].
На рис. 1 приведена расчетная схема в плане и обозначена локальная система координат, направление осей которой соответствуют направлению действий горизонтальных напряжений нетронутого массива.
Напряжения в массиве определяются весом пород и коэффициентом бокового отпора в ненарушенном массиве. На глубине 445 м в вертикальном направлении действует напряжение ст2 = = уН, где И — глубина, м, у — удельный вес пород. В локальной системе координат горизонтальные напряжения: стх = АдН; сту = А2уН, где А1, А2 — коэффициенты бо-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2018. № 3. С. 18-31. © В.И. Башков, Е.А. Христолюбов, А.А. Еременко, В.Н. Филиппов, А.И. Конурин. 2018.
Рис. 1. Горизонтальные (ах) и вертикальные (ау) напряжения (МПа) в локальной системе координат на глубине 445 м
кового отпора. Для условий месторождения интегральная характеристика у = = 2,95 г/см2; \ = 1,4; Х2 = 2,6.
Исходное напряженное состояние на глубине
445 м: а°х = -18,5 МПа, а°у = -34,3 МПа 600 м: а°Х = -24,8 МПа, а0 У = -46,0 МПа
х ' У
800 м: а°х = -33,1 МПа, а°у = -61,3 МПа 1000 м: а° = - 41,3 МПа, а° = -76,7 МПа.
ху
Рассмотрен вариант выемки камер и целиков вкрест простирания рудного тела.
Установлено, что отработка рудного тела по данному варианту способствует разгрузке бортов от напряжений ах (до -5+-20 МПа) и формированию сжимающих напряжений ау (до -10+-40 МПа) во вмещающем массиве на глубине
445 м (рис. 1). При понижении горных работ на глубину 600—1000 м напряжения в массиве горных пород в окрестности выемки рудных запасов увеличиваются а от -10 до -50 МПа и а от -10
х " у
до -200 МПа.
Дана оценка распределения ах и ау вкрест и по простиранию рудного тела с изменением глубины от 445 до 1000 м (см. сечения А-А и Б-Б). Установлено, что вкрест простирания камер и целиков ах и а увеличиваются на каждые 200 м глубины на -10--20 МПа, а по простиранию — на -2^-5 МПа (рис. 2).
С переходом очистных работ на систему разработки подэтажного обрушения распределение напряжений (сред-
,н>м
400 600 800 1000
Рис. 2. Изменение охи оув сечениях А-А и Б-Б с увеличением глубины очистных работ (Н) при отработке камер и целиков: 1 — ах по А-А; 2 — ах по Б-Б; 3 — а по А-А; 4 — а по Б-Б
Рис. 4. Напряжения ст в процессе развития работ на глубине 445 м
20 40 60 80
Рис. 6. Напряжения ст в процессе развития работ на глубине 1000 м
Рис. 7. Изменение напряжений ах и ау в массиве при отработке первого слоя (а) с увеличением глубины очистных работ (Н) при системе подэтажного обрушения: 1 — ах по А-А (а); 3 — а по Б-Б (а); 2 — ах по А-А (а); 4 — ау по Б-Б (а)
ние значения) в массиве имеют другой характер. Отработка рудного тела осуществлялась в направлении от фланга к флангу: первый слой (а), через целик — второй слой (б); через последующий целик третий слой (в), причем с отбойкой массива вкрест простирания рудного тела (рис. 4—9).
При отработке первого слоя (а) средняя величина напряжения ах по разрезу А-А с увеличением глубины горных работ от 445 до 1000 м изменялись от -30 до -60 МПа; по Б-Б — несколько ниже: от -10 до -28 МПа, т.е. вкрест простирания рудного тела напряжения возросли с глубиной в 2—3 раза по сравнению с направлением по простиранию рудного тела. Напряжения ау по А-А увеличивались до -55--80 МПа, а по Б-Б -35+ --75 МПа (рис. 7).
Отработка второго слоя несколько разгрузила массив горных пород. Так, ах по А-А (б) составили -25--60 МПа, а по Б-Б — -10+-20 МПа (рис. 10); ау по А-А (б)--35--65 МПа, по Б-Б увеличивалось до -38--80 МПа. Отработка третьего слоя вкрест простирания рудного тела позволила значительно снизить напряжения ах и а во вмещающем массиве до -5+-60 МуПа (рис. 7, 8). ах по А-А (в) составили на глубине 445 м -15 МПа,
на глубине 1000 м--40 МПа. По Б-Б
ах снизилось в 2 раза. а по А-А и Б-Б колебались от -10 (-30) до -30 (-60) МПа (рис. 9).
В целом следует отметить, что с увеличением глубины горных работ порядок отработки слоев оказывает влияние на перераспределение напряжений и их величины во вмещающем массиве,
400 600 800 юоо
Рис. 8. Изменение стх и ст при отработке второго слоя (Б) с увеличением глубины очистных работ (Н): 1 — ах по А-А (б); 2 —х ах по Б-Б (б); 3 — ау по А-А (б); 4 — ау по Б-Б (б)
400 600 800 1000
Рис. 9. Изменение ох и оу при отработке третьего слоя (в) с увеличением глубины горных работ (Н): 1 - ст по А-А (в); 2 - ст по Б-Б (в); 3 - ст по А-А (а); 4 - ст по Б-Б (а)
причем увеличение слоев способствует снижению напряжений а и а в 1,5—
^ х у
2,5 раза [6—8].
При применении камерной системы разработки с последующим переходом на систему подэтажного обрушения большое значение на параметры геотехнологий оказывают полученные величины напряжений в массиве горных пород, которые изменяются с увеличением глубины [9—11].
Для определения размеров междукамерных целиков на Шерегешевском месторождении воспользовались методикой А.К. Порцевского
s = L3 yH + 4(21 эУИ )2 + 4 L 32 yH(4 g еж - H
4деж -YH (1)
где La — размер эквивалентного пролета, м; у — средний объемный вес налегающих пород, т/м3; Н — глубина разработки, м; а — прочность массива, МПа.
' сж ^
В соответствии с принятыми методиками, основным положением является то, что на устойчивость обнажения пород главным образом оказывает влияние размер поперечного пролета обнажения [12—14]. Расчет пролета (ширины) камер опытного участка по формуле С.В. Ветрова. ( v?
/т 3
lk = 4,3cL =
v K3diYj
(2)
где d1 и d2 — горизонтальный и вертикальный размеры экспериментальных
расклинившихся блоков, м; K3 — коэффициент запаса.
В зависимости от интенсивности тре-щиноватости руды и породы месторождения делятся на 5 групп: I — слабо развитая или полное отсутствие трещин; V — чрезвычайно высокая трещиноватость.
Для условий отрабатываемого участка принята III категория пород и руд. d1 = 0,3 м и d2 = 0,5 м.
Подставим в формулу (2) данные и получим lk = 18 м (для рудного массива).
Расчеты пролета (ширины) камеры для различных категорий пород по устойчивости показали, что l. изменяется от ' k
5,22 до 26,23 м.
Расчеты показали, что на глубине 445 м минимальный допустимый размер целика составляет 8,6 м (для 750 м — 11,6 м; 1000 м — 13,86 м; 1500 м — 17,9 м; 1800 м — 20,4 м; 2000 м — 22 м) (рис. 10).
Установлена зависимость длины камеры (L от ее ширины В) (рис. 13) при увеличении длины камеры от 18 до 24 м ширина камеры уменьшается от 60 до 25 м.
С увеличением глубины очистных работ от 445 до 1000 м применении системы разработки определено, что длина камер уменьшается от 35 до 25 м, а ширина камер увеличивается незначительно от 20 до 24 м (рис. 12).
С учетом полученных результатов исследований разработаны технологиче-
сж
О 200 400 600 800 1000 Я, м
Рис. 10. Изменение ширины целиков (вц) при увеличении глубины очистных работ (Н)
В, м
17 18 19 20 21 Рис. 11. Зависимость длины (I) от ширины (В) камеры
Рис. 12. График изменения длины (L) и ширины (В) камер при увеличении глубины разработки (Н)
ские схемы и параметры систем разработки рудных участков Новый Шерегеш, Подрусловый на Шерегешевском месторождении и Восточный, Северо-Западный на Таштагольском месторождении [15].
На основании теоретических исследований принят рациональный порядок выемки камер и целиков, предусматривающий в первую очередь отработку вкрест простирания рудного тела, во вто-
рую — по простиранию в направлении от фланга к флангу.
Предложенный вариант геотехнологии позволяет снизить горизонтальные напряжения за счет порядка выемки рудных запасов с распределением зон неупругих деформаций и толчков в основном вне зоны очистных работ; объем подготовительно-нарезных работ при этом составляет 9,6—14,5 м3/1000 т; расход ВВ на первичную отбойку — от 0,1
до 0,15 кг/т и вторичное дробление — от 0,02 до 0,03 кг/т с повышением устойчивости контура свода выработанного пространства. Эффективность отработки также достигается путем выпуска и погрузки руды самоходными погрузочно-доставочными машинами (ПДМ) типа ST-8, T0R0-500C из блоков. Это позволило увеличить производительность труда рабочего на 15—20%.
При переходе очистных работ на нижележащий горизонт с подэтажным обрушением разбуривание заходок веерами восходящих скважин осуществляется из буровых ортов, пройденных на горизонте. Взрывная отбойка запасов производится секциями, состоящими из 2—4 вееров скважин. Выпуск отбитой рудной массы ведется с помощью ПДМ через торцевую часть бурового орта, а также диагональные погрузочные заезды. Средние параметры блока: высота 45, длина 40 и ширина 20 м. В связи с этим, для перехода от системы разра-
ботки с обрушением руды и вмещающих горных пород к системе разработки с твердеющей закладкой разработана технологическая схема, которая включает в себя формирование двух целиков: искусственного барьерного и рудного разделительного.
Выбор местоположения разделительного рудного и искусственного барьерного целика определялся из условий: обеспечение устойчивости рудного массива в разделительном целике и искусственного массива из закладки в барьерном целике на весь период отработки и формирования этих целиков; обеспечение минимальных потерь руды в виде не извлекаемых рудных целиков в массиве переходного участка; минимизацией затрат, связанных с отработкой рудного массива с закладкой выработанного пространства.
Разделительный рудный целик охватывает запасы блоков № 2 и № 1 в этаже гор. (-140И-70) м и блоков № 2 и № 3 в
этаже гор. (-210)-(-140) м (рис. 13). Запасы разделительного рудного целика в этаже гор. (-140)-(-70) м отрабатываться после оформления искусственного барьерного целика в блоках № 01—02 в этаже гор. (-140)-(-70) м и № 01—1 в этаже гор. (-210)-(-140) м. Запасы блока № 2 отрабатываются системой этажного принудительного обрушения с отбойкой руды на компенсационные камеры эллипсовидной формы и зажимающую среду блока № 3, запасы блока № 1 — этажно-камерной системой разработки с закладкой выработанного пространства. Параметры системы разработки определяются экспериментально, исходя из опыта отработки запасов северного фланга в этажах гор. (-140)-(-70) м и гор. (-210)-(-140) м системой с закладкой выработанного пространства. Блок № 1 отрабатывается раньше блока № 2.
Искусственный барьерный целик шириной 54 м по простиранию рудной зоны отрабатывается этажно-камерной системой разработки, с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью, оформляется в этаже гор. (-140)-(-70) м в блоках № 01 и 02. Ширина камер 13,5; длина 27 м; высота 70 м. В первую очередь отрабатывается блок № 01 с расположением длиной стороны камер по простиранию рудной зоны, так как окончательное формирование искусственного барьерного целика предусматривается осуществить в границах блока № 1. Южный контур блока № 1 имеет вогнутую форму с размером вогнутости в центре.
Блок № 02 отрабатывается камерами расположенными длиной стороной вкрест простирания рудной зоны. В искусственном барьерном целике в этаже (-210)-(-140) м технология отработки блока № 1 схожая с отработкой блока № 01 в этаже (-140)-(-70) м, а блока № 01 — блоку № 02, блока № 2 — блоку № 1 соответственно. В зависимости от темпов развития горных работ и поло-
жительного опыта внедрения системы разработки с закладкой выработанного пространства отработка блока № 1 в этаже (-210)-(-140) м может опережать отработку блока № 1 в этаже (-140)--(-70) м.
Предложен порядок отработки Северного фланга рудного массива Восточного участка Таштагольского месторождения в этаже гор. (-210)-(-140) м.
Отработка запасов ведется в обратном порядке от фланга в направлении к зоне обрушения запасов в этаже (-210)--(-140) м. Для полной выемки целиков, а также придания верхней части камер остроконечной формы трассировка ортов гор. -210 м смещается, начиная с 1 орта на 6,5 м относительно горизонта -140 м [2], а также формируется искусственный барьерный целик в этаже (-140)-(-70) м. Торцы смежных камер смещаются таким образом, чтобы плоскость закладочного массива со стороны разделительного целика была вогнутой формы. Глубина вогнутости составит 7,12 м. Затем отрабатывается фланг месторождения в этаже (-210)-(-140) м и формируется искусственный барьерный целик проектных размеров в блоке № 1 с расположением камер по простиранию рудного тела.
По окончанию отработки блока № 1 формируется искусственный барьерный целик в блоке № 2.
Выводы
Дана оценка геомеханического состояния массива горных пород при выемке камер, целиков и слоев с изменением глубины очистных работ от 445 до 1000 м. Установлено, что с увеличением глубины работ наблюдается рост напряжений от -10(-20) до -60(-80) МПа. Увеличение отрабатываемых слоев при системе подэтажного обрушения способствует снижению напряжений в 1,5— —2,0 раза.
Предложенные технические решения по порядку отработки блоков позволяют стабилизировать геодинамическую ситуацию в массиве горных пород Северного фланга Восточного участка в
этажах гор. (-140)-(-70) м и гор. (-210)--(-140) м до начала интенсивной отработки запасов системами с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Лушников В. Н., Сэнди М. П., Еременко В.А., Коваленко А.А., Иванов И.А. Методика определения зоны распространения повреждения породного массива вокруг горных выработок и камер с помощью численного моделирования // Горный журнал. — 2013. — № 12. — С. 11—16.
2. Kelly B. Stress analysis for boreholes on department of defense lands in the western United States: A study in stress heterogeneity / Proceedings, Thirty-Eighth Workshop on Geothermal Reservoir Engineering. — Stanford University, Stanford, California, February 11—13. — 2013. — pp. 139—150.
3. Neverov A. A.,Konurin A. I., Shaposhnik Yu. N., NeverovS. A.,Shaposhnik S. N. Geomechanical substantiation of sublevel-chamber system of developing with consolidating stowing / 16th International Multidisciplinary Scientific Geoconference, SGEM 2016: science and technologies in geology, exploration and mining, vol. II, jun. 30-jul. 06, 2016. — Albena, Bulgaria. — P. 443—450.
4. Potvin Y., Giles G. The development of a new high-energy absorption mesh. Australasian Institute of Mining and Metallurgy Publication Series, 2008. pp. 89—94.
5. Eremenko V.A., Neguritsa D. L. Efficient and active monitoring of stresses and strains in rock masses // Eurasian Mining. — 2016. — № 1 (25). — P. 21—24.
6. Еременко А. А., Мельниченко В. Ф., Башков В. И., Гахова Л. Н. Геомеханическое обоснование технологических решений в условиях внедрения нового варианта системы разработки на Шерегешевском месторождении // Вестник КузГТУ, — 2015. — № 6. — С. 25—32.
7. Фрейдин А. М., Неверов С.А., Неверов А.А., Конурин А. И. К обоснованию выбора и определению параметров геотехнологий добычи руд с учетом вида напряженно-деформированного состояния горных пород // Фундаментальные и прикладные вопросы горных наук. — 2017. — Т. 4. — № 3. — С. 180—185.
8. Ордин А. А., Никольский А. М., Метельков А. А., Сивов М. О. Освоение камерно-столбовой системы разработки ниже границы горных ударов в условиях шахты «Денисовская» // Фундаментальные и прикладные вопросы горных наук. — 2014. — Т. 1. — № 1. — С. 273—279.
9. Карпов В. Н. Проблемы освоения нижележащих горизонтов в рудниках России и пути их решения // Маркшейдерия и недропользование. — 2013. — № 3 (65). — С. 3—4.
10. Барнов Н. Г., Еременко В. А., Кондратенко А. С., Тимонин В. В. Обоснование параметров геотехнологии освоения коренных месторождений корунда в сложных условиях высокогорья // Горный журнал. — 2015. — № 11. — С. 42—47.
11. Еременко В.А., Есина Е. Н., Семенякин Е. Н. Технология оперативного мониторинга напряженно-деформированного состояния разрабатываемого массива горных пород // Горный журнал. — 2015. — № 8. — С. 42—47.
12. Конурин А. И., Еременко А. А., Филиппов В. Н. Особенности оценки состояния массива горных пород при промышленных взрывах и геодинамических явлениях // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2017. — № 7. — С. 153—160.
13. Camelbeeck T., de Viron O., Van Camp M., Kusters D. Local stress sources in Western Europe lithosphere from geoid anomalies // Lithosphere. — 2013. — 5 (3). — pp. 235—246.
14. Reiter K., Heidbach O. 3-D geomechanical-numerical model of the contemporary crustal stress state in the Alberta Basin (Canada) // Solid Earth. — 2014. — 5 (2). — pp. 1123—1149.
15. Еременко А. А., Беспалько А. А., Еременко В. А., Яворович Л. В. Диагностика геофизических предвестников геодинамических явлений и развитие геотехнологии разработки железорудных месторождений. — Новосибирск: Наука, 2016. — 376 с. it7^
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Башков Владимир Иванович — главный инженер, АО «Евразруда», e-mail: vladimir.bashkov@evraz.com,
Христолюбов Евгений Александрович — начальник технического отдела
Горно-Шорского филиала, АО «Евразруда»,
e-mail: Evgeny.Khristolyubov@evraz.com,
Еременко Андрей Андреевич1 — доктор технических наук,
профессор, заместитель директора по научной работе,
e-mail: eremenko@ngs.ru,
Филиппов Владимир Николаевич1 — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, e-mail: filippov@ngs.ru, Конурин Антон Игоревич1 — кандидат технических наук, научный сотрудник, e-mail: akonurin@yandex.ru, 1 Институт горного дела им. Н.А. Чинакала Сибирского отделения РАН.
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2018. No. 3, pp. 18-31. V.I. Bashkov, E.A. Khristolyubov, A.A. Eremenko, V.N. Filippov, A.I. Konurin
SUBSTANTIATION OF MINING SYSTEM PARAMETERS FOR ROCK-BURST HAZARDOUS BLIND IRON ORE BODIES IN GORNAYA SHORIA
The geomechanical behavior of rock mass and blind ore body during transition from room mining to sublevel caving as mining goes to deeper levels at Tashtagol deposit is estimated. It is found that in deeper mining with room system, stresses increase by 10-20 MPa and by 2-5 MPa across and along the line of rooms and pillars per each 200 m of depth, respectively. In case of sublevel caving, stresses reduce 1.5-2.0 times at deeper levels. It is analyzed how width and length of pillars should be changed with depth. It is found that permissible size ranges from 8.6 to 22 m for pillars and from 18 to 24 m for chambers. The proposed process flowsheet to extract reserves from a protective pillar includes sublevel caving and room mining with backfill, which allows high-rate development.
Key words: deposits, ore, technology, mining, stress state, dynamic events, rock burst, mining safety.
DOI: 10.25018/0236-1493-2018-3-0-18-31
AUTHORS
Bashkov V.l., Chief Engineer, 652971, Kemerovo region, Sheregesh, Russia, e-mail: vladimir.bashkov@evraz.com, Khristolyubov E.A., Deputy Head of Technical Department, Gornaya Shoria Division, JSC «Evrazruda», 652971, Kemerovo Region,
Sheregesh, Russia, e-mail: Evgeny.Khristolyubov@evraz.com, Eremenko A.A.1, Doctor of Technical Sciences, Professor, Deputy Director on Scientific Work, e-mail: eremenko@ngs.ru, Filippov V.N1, Candidate of Technical Sciences, Senior Researcher, e-mail: filippov@ngs.ru Konurin A.I1, Candidate of Technical Sciences, Researcher, e-mail: akonurin@yandex.ru, 1 Chinakal Institute of Mining of Siberian Branch of Russian Academy of Sciences, 630091, Novosibirsk, Russia.
REFERENCES
1. Lushnikov V. N., Sendi M. P., Eremenko V. A., Kovalenko A. A., Ivanov I. A. Gornyy zhurnal. 2013, no 12, pp. 11-16.
2. Kelly B. Stress analysis for boreholes on department of defense lands in the western United States: A study in stress heterogeneity. Proceedings, Thirty-Eighth Workshop on Geothermal Reservoir Engineering. Stanford University, Stanford, California, February 11-13. 2013. pp. 139-150.
3. Neverov A. A.,Konurin A. I., Shaposhnik Yu. N., Neverov S. A.,Shaposhnik S. N. Geomechanical substantiation of sublevel-chamber system of developing with consolidating stowing. 16th International Multidisciplinary Scientific Geoconference, SGEM 2016: science and technologies in geology, exploration and mining, vol. II, jun. 30-jul. 06, 2016. Albena, Bulgaria. P. 443-450.
4. Potvin Y., Giles G. The development of a new high-energy absorption mesh. Australasian Institute of Mining and Metallurgy Publication Series, 2008. pp. 89-94.
5. Eremenko V. A., Neguritsa D. L. Efficient and active monitoring of stresses and strains in rock masses. Eurasian Mining. 2016, no 1 (25). P. 21-24.
6. Eremenko A. A., Mel'nichenko V. F., Bashkov V. I., Gakhova L. N. Vestnik Kuzbasskogo gosudarst-vennogo tekhnicheskogo universiteta, 2015, no 6, pp. 25-32.
7. Freydin A. M., Neverov S. A., Neverov A. A., Konurin A. I. Fundamental'nye i prikladnye voprosy gornykh nauk. 2017, vol. 4, no 3, pp. 180-185.
8. Ordin A. A., Nikol'skiy A. M., Metel'kov A. A., Sivov M. O. FFundamental'nye i prikladnye voprosy gornykh nauk. 2014, vol. 1, no 1, pp. 273-279.
9. Karpov V. N. Marksheyderiya i nedropol'zovanie. 2013, no 3 (65), pp. 3-4.
10. Barnov N. G., Eremenko V. A., Kondratenko A. S., Timonin V. V. Gornyy zhurnal. 2015, no 11, pp. 42-47.
11. Eremenko V. A., Esina E. N., Semenyakin E. N. Gornyy zhurnal. 2015, no 8, pp. 42-47.
12. Konurin A. I., Eremenko A. A., Filippov V. N. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2017, no 7, pp. 153-160.
13. Camelbeeck T., de Viron O., Van Camp M., Kusters D. Local stress sources in Western Europe lithosphere from geoid anomalies. Lithosphere. 2013. 5 (3). pp. 235-246.
14. Reiter K., Heidbach O. 3-D geomechanical-numerical model of the contemporary crustal stress state in the Alberta Basin (Canada). Solid Earth, 2014. 5 (2). pp. 1123-1149.
15. Eremenko A. A., Bespal'ko A. A., Eremenko V. A., Yavorovich L. V. Diagnostika geofizicheskikh pred-vestnikov geodinamicheskikh yavleniy i razvitie geotekhnologii razrabotki zhelezorudnykh mestorozh-deniy (Diagnostics of geophysical precursors of geodynamic phenomena and development of geotech-nology for the development of iron ore deposits), Novosibirsk, Nauka, 2016, 376 p.
FIGURES
Fig 1. Horizontal (ax) and vertical (ay) stresses (MPa) in local coordinate system at the depth of 445 m.
Fig 2. Variation in ax and a in the cross-sections A-A and B-B with depth (H) of room-and-pillar mining: 1 - a in A-A; 2- a in B-B; 3 - a in A-A; 4 - a in B-B.
° x x y y
Fig 3. Stresses ax during mining advance at the depth of 445 m. Fig 4. Stresses ay during mining advance at the depth of 445 m. Fig 5. Stresses ax during mining advance at the depth of 1000 m. Fig 6. Stresses ay during mining advance at the depth of 1000 m.
Fig 7. Variation in stresses ax and ay in mining the first layer (a) as function of depth (H) in sublevel caving: 1 - ax in A-A (a).
Fig 8. Variation in stresses ax and ay in mining the second layer (b) as function of mining depth (H). Fig 9. Variation in stresses ax and ay in mining the third layer (c) as function of mining depth (H). Fig 10. Change in the width of pillars (Bp) with mining depth (H). Fig 11. Relationship of length (L) and width (B) of rooms.
Fig 12. Variation in length (L) and width (B) of room as function of mining depth (H). Fig 13. Arrangement pattern of protective pillar on level -70 m: 1 - caved rocks; 2 - backfill; 3 - pillar.
