Разработка рудных месторождений :: 2.4. Примеры практического применения расчета параметров обрушения

Разработка рудных месторождений » 2. ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ВОЗМОЖНОСТИ ВЫХОДА ВОРОНОК ОБРУШЕНИЯ НА ПОВЕРХНОСТЬ » 2.4. Примеры практического применения расчета параметров обрушения

Геология сегодня

Подземная разработка твёрдых полезных ископаемых, совокупность работ по вскрытию, подготовке месторождения и выемке полезного ископаемого (руд, нерудных полезных ископаемых и углей)

Разделы проекта:

Важно:
Совмещение открытого и подземного способов разработки в пределах одного выемочного поля накладывает на ведение подземных горных работ ряд ограничений, требует особой организации труда, решения специфических для совместной разработки технических задач, диктует условия применения подземных систем разработки и производства взрывных работ....
прочитать полностью

Подземная разработка полезных ископаемых при совмещении работ может производиться системами с обрушением налегающих пород или поддержанием выработанного пространства естественным или искуссхвенным способами. В этих случаях имеет место временное обнажение кровли на период образования компенсационных камер и отработки камер первой очереди до их закладки, что при наличии в кровле рыхлых, обводненных, пластично-глинистых пород ведет к потерям полезного ископаемого
прочитать полностью

Партнеры:
налоговый аудит предприятия . парные танцы
Свежие материалы:

Статистика:

2.4. Примеры практического применения расчета параметров обрушения

На Миргалимсайском месторождении в 1965 г. произошло обрушение поверхности над отработанными камерами на площади в 48 тыс. м2; в 1966 г. площадь обрушения составила 100 тыс. м2, а воронка провала достигла глубины 15 м.
Разработка месторождения начата в 1941 г. Система разработки принята камерно-столбовая. Ширина камер составляет 8—12 м, длина 20—50 м, целики шириной 8 м. Угол падения 10—85°, мощность 2—12 м (см. рис. 2.4). Вмещающие и рудосодержащие породы представлены известняками с f=6-M6. Высота налегающих пород от кровли камер от 50 до 250 м. Отработанные камеры не закладывали, объем пустот на 1 июня 1966 г. составил 108 870 м3. Обрушение налегающих пород с выходом на поверхность вызвала серьезные затруднения в работе рудника и снабжении города водой, так как в районе опасной зоны были проложены водовоздуш-ные и электрические магистрали.
При своевременном расчете обрушения указанных осложнений можно было бы избежать. В первоначальный период кровля обрушается крупными
На Лениногорском руднике производят совместную разработку месторождения открытым и подземным способами,, особенностью которой является применение при подземной добыче, совмещенной во времени и пространстве с карьером, системы разработки с массовым обрушением руды и налегающих пород с выходом воронок обрушения в борт карьера. В начальный период совместной разработки воронки обрушения выходили на нерабочие (временно или постоянно) уступы и перед возобновлением работ засыпались или обрушались взрывами скважинных зарядов. Выпуск производили под налегающими породами большой мощности, мульду прогиба на поверхности засыпали [37] .Однако с увеличением глубины разработки границы рудных тел, отрабатываемых подземным способом, достигли уступов карьера. В этих условиях для безопасной выемки руд карьера необходимо было остановить подземную добычу или применить системы разработки, позволяющие сохранить поверхность.
Однако эти варианты были неприемлемы из-за резкого снижения интенсивности отработки и экономической нецелесообразности перехода на дорогостоящие системы разработки с закладкой, существенную роль играл и временной фактор.
Специалистами рудника было рекомендовано продолжить совмещение всех работ. Эти рекомендации основывались на имеющемся опыте совместной разработки, расчетах возможной зоны обрушения и выхода воронки в карьер.
Наибольший интерес представляет отработка блоков 18 и 19 Центральной залежи, воронки обрушения которых образовались в непосредственной близости от главной въездной дороги.
Блок 18 располагался в южной части карьера, блок 19 — в 30 м восточнее (рис. 2.5). Верхний контур блока 18 был на 3 м ниже уступа 710 м, по которому проходила основная дорога, яблока 19 — на 10—30 м выше этой дороги. Площади блоков в плане составляли 5430 и 1632 м2 соответственно при максимальной высоте в 50 и 100 м. Налегающие породы над блоком 18 представлены микрокварцитами с прослоями серицито-глинистых сланцев общей мощностью от 0 до 50 м. Над блоком 19 налегающие породы отсутствовали.
Между блоками 18 и 19 в плане расположен ранее отработанный блок 4, потолочина налегающих пород над которым была принудительно обрушена, а образовавшаяся воронка засыпана породой вскрыши с верхних уступов
Отработка запасов блока 18 приводила к обрушению основной дороги карьера и прекращению ее существования, а консервация запасов блока--к срыву плана подземным рудником. Было принято решение о двухстадийной отработке блока. От внутренней границы бермы (конечного положения основной дороги) по углу сдвижения 75°, принятому для Риддер-Сокольного месторождения, была определена зона отбойки руды в границах блока. Руду, расположенную от этой границы в глубь борта карьера, отрабатывали в первую очередь системами с самообрушением налегающих пород. Вторую часть блока (под дорогой) отрабатывали после ликвидации карьера, было учтено проектное (конечное) положение дороги.
Исходные данные блока 18: высота от выпускных воронок до поверхности 77—75 м, высота блока 50 м. В связи с небольшой высотой налегающих пород предположили, что их обрушение распространится над всей площадью блока. Тогда воронка обрушения по формуле (2.2)
Как и предполагали, воронка обрушения вышла на поверхность после создания площади обнажения в блоке, превысившей 1400 м2. Сначала обрушение локализовалось только на наиболее высокой части блока и представляло собой полуэллипс в сечении. Затем, вследствие обрушения бортов, воронка трансформировалась (пройдя стадию цилиндра) в опрокинутый усеченный конус.
Блок 11 западной линзы расположен в борту карьера на глубине Я—190 м. Высота блока составляла 75 м, площадь на уровне днища блока 50X70=3500 м2, по верхней границе — 36X70= = 2520 м2. Объем взрываемых целиков и потолочины — 89 076 м3, объем пустот (компенсационные камеры и нарезные выработки) — 60 400 м3. Коэффициенты разрыхления руды 1,2, породы—1,3. На рис. 2.7 показана схема отработки блока, из которой видно, что он находится под дорогой, расположенной в карьере. Необходимо было отработать подземный блок без остановки карьера. Для этого произвели следующие прогнозные расчеты параметров обрушения. По формуле (2.4) определили высоту незаполнившейся части блока после массового взрыва
По формуле (2.19) при т = /гпуст нашли высоту обрушения налегающих пород после массового взрыва
Высота налегающих пород Н— 190—75=115 м, поэтому предположили, что обрушение достигнет поверхности сразу после массового взрыва. Затем постепенно, по мере выпуска руды из блока, образуется воронка провала, глубину которой к окончанию выпуска определили по формуле (2.17)
Расчеты были подтверждены на практике. Через сутки после начала выпуска руды из блока произошла просадка дороги. Через неделю, после получения инструментального подтверждения соответствия величины просадки объему выпущенной руды и ежесуточной засыпке образующейся воронки горной массой от вскрышных работ карьера, возобновили движение по карьерной дороге, запрещенное со дня массового взрыва. Активный выпуск руды из блока и эксплуатация дороги успешно совмещались до конца выпуска. Аналогично велись работы и над блоком 13.
Используя установленные зависимости, построим топографию обрушения залежи «Перспективная». На рис. 2,8 показаны изоглу-бины воронки провала и изомощности оставшейся потолочины над выработанным пространством. Как видно из рисунка, расчетный и фактический контур близки. Несовпадение объясняется залеганием у дневной поверхности толщи четвертичных глин, которые после образования воронки сползли в нее с северной стороны косо-гора (рис. 2.9) Поэтому считаем необходимым за пределами расчетного контура воронки (достоверной для скальных пород) рассчитывать предохранительные бермы в зависимости от пород, залегающих непосредственно у дневной поверхности.
На рис. 2.10 показаны разрезы по зоне обрушения и воронке провала.
Опасная зона, определенная на основании прогнозного расчета обрушения, была ограждена, что позволило избежать каких-либо неприятностей при внезапном обрушении поверхности после более чем полуторагодичного стояния. Участок, где обрушение по расчетам не выходило на поверхность даже при остаточном коэффициенте разрыхления 1,07, был отдан под сельскохозяйственные угодья, которые используются более 10 лет.
2,5. Условия сохранения поверхности и образования воронок провала при системах разработки с закладкой выработанного пространства
Системы разработки с закладкой выработанного пространства наиболее приемлемы с точки зрения безопасного проведения работ при совмещении открытого и подземного способов разработки (рудники Блявинский, Тишинский, Каула, Эрцберг и др.). Эти системы характеризуются повышенной трудоемкостью добычи, более высокой стоимостью добываемой руды, но из-за низких потерь и разубоживания являются конкурентоспособными по конечным экономическим показателям.
В качестве закладки используют породы от проходки горных выработок и из отвалов, породы от вскрышных работ, речные пески, пески хвостохранилищ и др. Для твердеющей закладки широко используют бетоны низких марок с расходом цемента 40— 350 кг/м3 и добавками всевозможных шлаков: отходов металлургического производства и тепловых электростанций, что позволяет снизить расход цемента.
В идеальном случае применения закладки, особенно твердеющей, предполагается полное отсутствие сдвижения земной поверхности. Однако исследования показали, что даже при отработке камер высотой 2,7 м (ширина 3—4,5 м, длина 130—180 м) с оставлением в естественных целиках 50% полезного ископаемого и закладкой выработанного пространства сдвижение поверхности не прекращается, а лишь уменьшается и составляет 2—3% вынимаемой мощности [20].
Существенным недостатком породной закладки являются ее высокие компрессионные свойства (до 20%), что не обеспечивает эФфективного поддержания вмещающих пород, поэтому этот вид Закладки не может быть рекомендован при совмещении открытых и подземных работ как самостоятельный.
Твердеющая закладка при нагрузке и разгрузке способна наливать остаточные деформации, величина которых для закладочного бетона может достигать 0,02%, т. е. для условия совмещения открытых и подземных работ она тоже не является идеальной. Оседание поверхности над рудными залежами, отрабатываемыми с закладкой развивается медленно (при соблюдении сроков отработки камер и параметров системы, заложенных в проекте). Этот процесс можно характеризовать коэффициентом усадки fe&qt;yC) представляющим собой отношение величины оседания ДА к высоте закладываемой камеры т
Равнопрочные закладки, приготовляемые на основе цемента, практически подвергаются только усадке. Гидравлические, песчаные, глинистые и породные закладки характеризуются усадкой и сжимаемостью. Усадка происходит под действием собственного веса, а сжимаемость — под давлением налегающих пород.
Установить момент окончания действия одного фактора и начала другого практически невозможно, поэтому в дальнейшем будем понимать усадку бесцементной закладки как проявление обоих факторов. В этом случае коэффициент усадки &ус при условии полной закладки приближенно определяют по формуле
где pi и р2 — соответственно плотности закладочного материала до и после усадки и сжатия, кг/м3.
Как показывают исследования, чем выше крупность частиц бесцементной закладки, тем меньше первичная плотность pi и ее относительная сжимаемость.
На практике невозможно достигнуть абсолютной полноты закладки. Качество закладочных работ характеризуется коэффициентом заполнения выработанного пространства
По данным многочисленных исследований, коэффициент заполнения выработанного пространства закладкой колеблется в пределах 0,77—0,95.
Таким образом, с учетом коэффициентов заполнения и усадки закладочный материал заполнит камеру на высоту
где А3—высота закладки в камере, м; Ак— высота камеры, М-Разница между фактической высотой выработанного пространства и высотой закладки составит подкровельную пустоту
где б = 1,05ч-1,2 —поправочный коэффициент, учитывающий не точность замеров, возможные тектонические нарушения.
Схема разработки месторождения системами с закладкой выработанного пространства к порядок отработки камер показан
йа рис. 2.11. Прочность искусственных целиков, предусмотренных проектом, должна быть равна прочности естественных целиков:
где FeOe, Fuaw — соответственно произведение площади на допустимые напряжения естественного и искусственного целика.
При отработке камер первой очереди кровля поддерживается естественными целиками. Предполагается, что после закладки камер в них образуются равнопрочные естественным искусственные целики, которые и примут нагрузку, дав возможность отработать камеры последующих очередей. Однако из-за неполной закладки искусственные целики не воспринимают нагрузку и над ними за счет подкровельной пустоты происходит обрушение кровли и образование параболического свода естественного равновесия:
Асв=Ь&qt;?/(2гк), (2.40)
где Лев — высота свода; Ьх — полупролет камеры; гк—радиус кривизны свода, являющийся постоянной величиной для пород с определенными физико-механическими свойствами.
Величина полупролета обнажения увеличивается в 3 раза при отработке камер между искусственными целиками (рис. 2.12). Наибольшее напряжение будет в центре обнажения — будущем замке свода естественного равновесия, что может привести к обрушению налегающих пород во время выпуска камер второй и третьей очередей. Образовавшийся свод равновесия не является окончательным, так как любые физические или сейсмические воздействия ведут к новому обрушению и образованию нового свода равновесия.
Аналогичное положение создается и при работе под искусственными целиками. Б. Л. Вольхин и др. [21], наблюдавшие за кровлей отрабатываемых камер на Гайском руднике, свидетельствуют, что в первичных камерах в искусственной потолочине образуется свод обрушения высотой от 3,2 до 5,7 м. Отношение высоты свода обрушения к ширине камеры изменяется-от 0,2 до 0,4. В процессе выпуска руды наблюдается развитие свода обрушения, высота которого увеличивается во времени и при незаложенных камерах может достигнуть через 25 мес 15 м. Отбойка руды в камерах второй очереди способствует увеличению высоты свода обрушения в 2,6 раза.
При отработке камер в четыре очереди наиболее сложна отработка камер последней очереди, однако и при отработке камер третьей очереди могут образоваться-опасные купола в кровле из-за подконсольных пустот.
Искусственные целики по мере их возведения не заменяют естественные, не воспринимают их нагрузку, как предусмотрено проектом, поэтому опорное давление распределяется на все меньшем числе естественных целиков, разрушает их до начала отработки. Подтверждением этого являются обрушения поверхности на рудниках, совмещающих открытые и подземные работы и применяющих при подземной разработке системы с закладкой выработанного пространства. Таким примером служит обрушение на Тишинском руднике, происшедшее в январе 1974 г.
Совместная отработка Тишинского месторождения разработана проектом Казгипроцветмета и предусматривает совмещение открытых и подземных работ во времени в вертикальной плоскости с оставлением барьерного целика мощностью 60 м (см. рис. 1.1). На подземном руднике применяли систему разработки камерами (длина 10—50 м, ширина 10 м, высота ^50 м) в три очереди с закладкой выработанного пространства. Период отработки и закладки камеры — 5—6 мес. Камеру 20, над которой произошло обрушение, отрабатывали в третью очередь. Она находилась между ранее отработанными и заложенными равнопрочной закладкой камерами 19 и 21. Район камеры 20 представлен слабоустойчивыми кремнисто-глинистыми туфами, карбонат-кварц-серицитовыми сланцами. Руды колчеданно-полиметаллические с зонами интенсивного рассланцевания, трещиноватости и дробления,. Обстановка осложнена водопритоком грунтовых вод по трещинам скальных пород из вышезалегающего гравийно-галечникового водоносного горизонта в среднем до 1000 м3/ч.
Отбойку руды в камере начали в январе и закончили в июне 1973 г. С января по октябрь 1973 г. перевыпуск составил несколько тысяч кубометров руды. В сентябре 1973 г. над камерой произошел вывал кровли и части северного борта объемом 1500—2000 м3 В октябре 1973 г. после массового взрыва на карьере в районе камеры 20 произвели массовый взрыв серии скважинных зарядов общей массой 79 т ВВ в 24 очереди с максимальной массой ВВ в очереди —3,5 т.
После взрыва, из-за сейсмического воздействия произошло новое обрушение кровли, объем которого установить не представилось возможным, так как все подходные выработки были завалены горной массой. Пустоту не обнаружили, пробурив контрольную скважину глубиной 32 м с уступа с отметкой 490 м карьера. Очередное обрушение кровли камеры произошло в декабре 1973 г после взрыва заряда в 19 т в карьере на уступе с отметкой 520 м" В январе 1974 г. после взрыва заряда в 47 т на уступах с отметками 490, 505, 520 м (максимальная масса ВВ, взрываемого в одну очередь, составляла 3,7 т) над камерой 20 обрушение вышло на поверхность. Ширина воронки составляла 3—4 м, глубина--20—25 м. Объем пустоты в этом районе составил 2600 м3 (рис. 2.13).
Расчет параметров этого обрушения дает возможность прогнозировать характер и величину обрушения над отрабатываемыми камерами (рис. 2.14).
Вся нагрузка налегающих пород продолжает оставаться на естественных целиках. Разрушение естественного целика (камера 20 в нашем случае) привело к перераспределению нагрузок (по проекту должно только измениться место их приложения — с естественных на равнопрочные искусственные целики). Ширина пролета с учетом недозаложенных камер 19 и 20 возросла в 3 раза (36 = 30 м), и свод обрушения должен был подняться до
/гзсв=(5-3)2/(2-1,05) =112 м, т. е. заведомо прогнозировался выход обрушения в карьер, так как барьерный целик составлял 60 м.
Перевыпуск руды увеличил фактическую высоту камеры 20 по крайней мере на 20 м, если учитывать, что часть перевыпуска произошла за счет сползания бортов и целика над соседними камерами.
Перевыпуск, увеличив время выпуска руды из камеры, привел к увеличению ее фактической высоты и, ухудшив общее состояние работ, одновременно способствовал уменьшению ширины фактического пролета, заполнив подкровельные пустоты над соседними камерами обрушившейся горной массы. Ширину фактического обнажения можно принять 15 м (10 м — ширина камеры 20 и по 2,5 м от каждой смежной камеры), полупролет 7,5 м, тогда (см. рис. 2.14)
/г2св=7,52/(2-1,05)=22 м, т. е. примерно тот объем, который и был перевыпущен. Установилось естественное равновесие. Однако, как мы- указывали ранее, сейсмическое воздействие взрывов постоянно нарушало замок свода и увеличивало ширину обнажения, обрушая горную массу с под-кровельных пустот соседних камер. Так, при обнажении в 20 м
А3вв= 100/(2-1,05)с*50 м,
что соизмеримо с выходом обрушения в карьер. То же подтверждает расчет обрушения по формулам (2.7) и (2.2)
Выходу обрушения на поверхность несколько в стороне от камеры способствовала структура залегания и вертикальная слоистость налегающих пород, на что указывалось в 2.1. Для безопасной работы карьера выпуск из камеры 20 был остановлен, воронка засыпана рудой из карьера. Через специально пробуренные в подконсольные пространства скважины шлаками заполнили пустоту. Дальнейшей подвижки пород в этом районе не наблюдали. Выпуск оставшейся.в камере руды произвели после отработки карьера.
Аналогичные обрушения кровли и выхода воронок на поверхность на блюдали еще в трех случаях на Тишинском руднике. Они имели место и на других месторождениях, например на Райском [21].
Таким образом, совокупность ряда факторов: несвоевременная и некачественная закладка, нарушение сроков отработки камер, перевыпуск учетных объемов камеры, пренебрежение сейсмическим воздействием массовых взрывов в карьере и подземных выработках могут привести к значительному осложнению совместной разработки, большим потерям и разубоживанию руды, добываемой подземным способом, полному выходу из строя уже подготовленных к добыче камер. Поэтому при совмещении открытых и подземных работ, контроль за всеми процессами технологического цикла, качественным и своевременным их выполнением является главным условием успешной и безопасной работы.
2.6. Расчет опорных целиков
Большинство рудников, совмещающих открытые и подземные работы и применяющих для подземной разработки системы с закладкой выработанного пространства, используют камерный вариант (Тишинский.рудник, Гайское и Зыряновское месторождения). Выемку руды при такой схеме разработки производят в несколько стадий, а управление горным давлением осуществляют панельными и междукамерными рудными и искусственными бетонными целиками. Их возводят по мере выемки камерных запасов.
Панель, блок делят на камеры. Вначале отрабатывают камеры первой очереди, расположенные, как правило, через одну или через две (как на Тишинском руднике). Всю нагрузку в этот период несут рудные целики неотработанных камер. Затем отрабатывают камеры второй очереди. Несущим элементом в этот период являются комбинированные опоры, состоящие из рудных целиков неотработанных камер и искусственных целиков заложенных каер первой очереди. Так как их закладка никогда не бывает полкой, то при выемке камер второй очереди поддержание налегающих пород продолжают осуществлять естественные целики, а при
выемке камер третьей очереди фактический пролет обнажения кровли увеличивается в 2—3 раза. В эти периоды возможны динамические нагрузки на искусственные целики из-за разрушения естественных целиков. В связи с этим определение размеров целиков (в первую очередь рудных) приобретает первостепенное значение.
Существует множество теоретических методов расчета параметров камер и целиков, однако из-за большого разнообразия горно-геологических условий залегания и физико-механических свойств горных пород, учитываемых введением коэффициентов в формулы, все результаты расчетов подлежат проверке в натурных условиях конкретных рудников.
Ширину камеры большинство исследователей предлагают рассчитывать по методике проф. В. Д. Слесарева, оценивающего устойчивость кровли любой выработки по величине эквивалентного ей по устойчивости пролета выработки постоянной ширины и неограниченной длины [24].
где hK — высота камеры, м; ар — предел прочности пород при разрыве, МПа; k3 — запас прочности (3—4); у, Y2 — соответственно удельный вес пород целика и налегающих пород, Н/м3; Я — глубина расположения выработки, м.
Так как устойчивость кровли камеры определяется временем существования обнаженной потолочины, произведем проверку расчетной ширины камеры по временному фактору [29]:
С учетом указанных обозначений формулу (2.45) можно записать
где k0 — коэффициент ослабления прочности целика, зависящий от формы целика (отношения hK/bp), слоистости пород, ослабления целика выработками и др.; &о = 0,ЗЧ-0,6.
Проведенный анализ формул расчета рудных (естественных) целиков показал, что обычно они выведены для конкретного месторождения, обилие коэффициентов и других величин, входящих в расчетные формулы и определяемых опытным путем, затрудняет их применение.
Так, ширина целика по методике института НИГРИ равна
где М — горизонтальная мощность залежи, м; Ь — полупролет выработанного пространства по обе стороны целика, м; а — угол падения залежи, градус.
Для упрощения формулы (2.47) принимаем условное обозначение:
Результаты расчетов по разным формулам отличаются друг от друга на 10—30%, что является допустимым, так как ширина целиков обычно не превышает 10—15 м и расчетные параметры целика обязательно проверяют на практике. Определение их размеров по методике акад. Л. Д. Шевякова является наиболее рациональным.
Для большей устойчивости целиков порядок отработки должен быть таким, чтобы целик обнажался только с одной стороны.
При отработке камер последней очереди нагрузка переходит на искусственные целики, и они превращаются из отдельных опор-целиков в целик-плиту, прочность которой возрастает в несколько раз по сравнению с отдельными опорами. Во избежание осложнений интенсивность отработки и закладки камер последней очереди должна быть максимально высокой, так как искусственные целики не обладают достаточной упругостью и прерывность процесса закладки приводит к ухудшению однородности и прочности массива. При необходимости сохранить поверхность применяют закладку, обладающую минимальными компрессионными свойствами— твердеющую закладку, бетонную.
По Г. С. Кириченко [12], развитие напряжений в искусственном бетонном целике происходит следующим образом. Сначала бетон под нагрузкой уплотняется без видимых деформаций, в основном за счет более слабых прослоев. Максимальное уплотнение происходит при нагрузках, равных 0,5—0,6 от разрушающих. Бетон приобретает упругие свойства [модуль упругости Е = = (l,6-f-5,2) 104 Па, коэффициент Пуассона -v = 0,2—0,3]. При слоистости (отношение слабого прослоя к толщине монолитного бетона), равной 0,02, прочность снижается на 10%, при 0,05 — на 25%, а при 0,3 — на 50%. Уменьшение площади контакта целика с кровлей до 15 % приводит к снижению его прочности в 5 раз. После уплотнения, при дальнейшем увеличении нагрузки, бетонный целик начинает деформироваться, появляются трещины. При нагрузке 0,6—0,75 от разрушающей возникают необратимые пластические деформации.
При отработке камер прочность искусственных целиков с одной обнаженной плоскостью, несмотря на плохое сцепление с породами, увеличивается в среднем в 1,6 раза по сравнению с прочностью при одноосном сжатии [21].
Нормативную прочность закладки для данных условий можно определить из формулы (2.52)
Определение высоты свода давления производят по результатам исследования закономерностей обрушения налегающих пород данного месторождения. На последней стадии отработки закладка образует сплошной массив, и на нее воздействует полный вес налегающих пород, Н&qt; = Н.

Оглавление Дальше: 2.1. Основные причины и закономерности сдвижения земной поверхности от ведения подземных горных работ Вверх: 2. ПРОГНОЗИРОВАНИЕ ВОЗМОЖНОСТИ ВЫХОДА ВОРОНОК ОБРУШЕНИЯ НА ПОВЕРХНОСТЬ