WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!


На правах рукописи

АВДЕЕВ Павел Борисович

НАУЧНОЕ ОБОСНОВАНИЕ ЭФФЕКТИВНЫХ РЕСУРСОСБЕРЕГАЮЩИХ ТЕХНОЛОГИЙ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ В СЛОЖНЫХ ГЕОКРИОЛОГИЧЕСКИХ УСЛОВИЯХ ЗАБАЙКАЛЬЯ

Специальность 25.00.22 Геотехнология подземная, открытая и строительная

Автореферат диссертации на соискание ученой степени доктора технических наук

Москва 2010

Работа выполнена в ГОУ ВПО «Читинский государственный университет».

Научные консультанты: Заслуженный работник высшей школы РФ, д.т.н., профессор Рашкин Анатолий Васильевич, Заслуженный работник высшей школы РФ, д.т.н., профессор Бунин Жан Викторович.

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор Анистратов Юрий Иванович доктор технических наук, профессор Комаров Евгений Иванович доктор технических наук, профессор Резниченко Семн Саулович Ведущая организация – ОАО «Приаргунское производственное горнохимическое объединение»

Защита диссертации состоится 17 февраля 2011 г. в 13:00 час.

на заседании диссертационного совета Д.212.121.08 при Российском государственном геологоразведочном университете по адресу: 117997, Москва, ул. Миклухо-Маклая, 23 (ауд. № 6-87).

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Российского государственного геологоразведочного университета.

Автореферат разослан ……………….. 2010 г.

Ученый секретарь диссертационного совета, Холобаев Е.Н.

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность проблемы. Забайкалье является крупным источником важнейших видов минерального сырья в России. И если седой Урал был основной кладовой России в XIX и XX столетиях, то Забайкальский край может по праву стать основным горнорудным краем России в XXI веке. В результате поисково-разведочных работ в Забайкальском регионе открыт ряд крупнейших и уникальных месторождений: Удоканское медное, Стрельцовское урановое, Чинейское железо-титан-ванадиевых руд, Катугинское – редких металлов, Жирекенское молибденовое, Бугдаинское – золотомолибденовое, Быстринское и Лугоканское меди и золота, Березовское – железа, Озерное – полиметаллов, Итакинское – золоторудное и т.д. Почти все месторождения имеют крупные размеры рудных тел, и значительная часть их может быть отработана открытым способом.

Однако горнопромышленное освоение этих месторождений связано с проблемой эффективности и безопасности ведения открытых горных работ, на которые огромное влияние оказывает многолетняя мерзлота и суровые природно-климатические условия Забайкальского региона. Климат в Забайкалье – резкоконтинентальный. Минимальная температура зимой достигает минус 50 С, а среднегодовая температура – минус 8 С.

Температура многолетнемерзлых пород колеблется от минус 10 С до нуля, а их мощность достигает 800 – 1000 м.

Отечественный и зарубежный опыт горнопромышленного освоения месторождений в подобных условиях безо всякого преувеличения позволяет утверждать, что основные технологические условия, обеспечивающие безопасность и экономическую эффективность открытой геотехнологии в значительной мере будут связаны с необходимостью более внимательного учета влияния температурного фактора на технологию и организацию горных работ. Низкие знакопеременные температуры горных пород и наружного воздуха обуславливают комплекс технологических осложнений при проведении открытых горных работ: упрочнение многолетнемерзлых пород при понижении температуры, смерзаемость отбитой горной массы, увеличение энергоемкости разрушения мерзлых пород, снижение производительности экскаваторов и внутрикарьерного транспорта и т.д.

Базовые технологии, основанные на ограничениях числа типовых вариантов, не всегда согласуются со сложными природно-климатическими условиями освоения месторождений, а потому требуют существенной корректировки и технологической адаптации к условиям Забайкалья.

Наряду с проблемами пионерного освоения крупнейших месторождений Забайкалья в условиях экономического кризиса актуальной является проблема повторной разработки открытым способом ряда месторождений, на которых после завершения подземных горных работ в зонах обрушений остаются значительные запасы богатых руд, для добычи которых необходима разработка специальных, более безопасных технологий открытых горных работ в условиях повышенной геомеханической опасности.

Поэтому в настоящее время и обозримой перспективе для инновационного развития Забайкальского горнорудного района России весьма актуальна проблема – учет влияния на эффективность и безопасность горных работ сложных геокриологических и горнотехнических условий при освоении месторождений открытым способом.

Цель работы – обосновать и разработать эффективные, экологически безопасные и малоотходные технологические схемы открытой разработки рудных месторождений в сложных горнотехнических и геокриологических условиях Забайкалья.

Основные задачи исследования:

- оценка минерально-сырьевой базы, природно-климатических, горнотехнических, горно-геологических и геокриологических условий месторождений Забайкалья;

- критическая оценка проектных решений и фактического состояния технологии открытой разработки и обоснование перспективы освоения минерально-сырьевых ресурсов региона в новых экономических условиях;

- обоснование и выбор критерия оценки эффективности разработки рудных месторождений открытым способом;

- обоснование и разработка методики выбора оптимального вида карьерного транспорта в зависимости от глубины разработки месторождений;

- исследование технологических процессов добычи рудного минерального сырья открытым способом и разработка новых технико-технологических решений повышения их эффективности;

- исследования процессов сдвижения горного массива при отработке месторождений подземным способом с открытым очистным пространством в условиях отсутствия закладки выработанного пространства;

- оценка запасов минерального сырья на верхних неотработанных горизонтах, подвергшихся сдвижению;

- разработка безопасной технологии повторной выемки запасов открытым способом после завершения подземных горных работ.

Идея работы состоит в использовании установленных связей между геокриологическими и горнотехническими условиями, технологическими процессами добычи руды открытым способом и современными эколого-экономическими ограничениями как составными частями структуры открытой геотехнологии, формирующей ее эффективность, экологическую безопасность и прогрессивное развитие в современных экономических условиях.

Методы исследований. Анализ состояния минерально-сырьевой базы, обобщение теории и практики открытой разработки месторождений, физическое и экономикоматематическое моделирование, аналитические исследования, математическое программирование с применением современных компьютерных технологий, лабораторные и производственные эксперименты, технико-экономический анализ, обработка результатов методами математической статистики.

Основные защищаемые положения.

1. Выбор оптимальных вариантов разработки рудных месторождений открытым способом обеспечивается предлагаемой экономико-математической моделью ресурсосберегающей открытой геотехнологии на основе комплексного критерия «чистая дисконтированная прибыль», учитывающего комплексное использование недр, эксплуатационные энергетические затраты основных технологических процессов, затраты на охрану окружающей среды и эколого-экономические ограничения.

2. Повышение эффективности открытой разработки рудных месторождений Забайкалья на глубоких карьерах может быть достигнуто на основе оптимизации показателей работы карьерного транспорта за счет применения гибких технологических схем транспортирования горной массы (автомобильной, железнодорожной, конвейерной).

3. Снижение энергетических затрат и повышение экологической безопасности очистных работ при открытой разработке рудных месторождений достигается за счет дополнительного разупрочнения массива скальных пород на базе использования гидроразрыва, а мерзлых рыхлых отложений – на основе синхронно-импульсного электро-гидроразрыва, обеспечивающих снижение затрат на буровзрывные работы и выброс вредных ядовитых газов и пыли в атмосферу карьеров.

4. Эффективность и безопасность повторной открытой разработки месторождений, отработанных подземным способом, могут быть достигнуты учетом установленных геодинамических закономерностей перемещения и аккумулирования руды в зонах обрушения в пространстве и во времени на стадии подземной отработки место рождений и использования технологической схемы на базе экскаватора-драглайна, позволяющей извлечь потерянные запасы богатых руд из зон обрушения.

Достоверность и обоснованность защищаемых научных положений, выводов и рекомендаций обеспечена представительным объмом испытаний и экспериментов, сходимостью результатов теоретических и лабораторных исследований с данными производственных экспериментов, опытно-промышленными испытаниями технологических схем ведения открытых горных работ, крупномасштабным внедрением разработанных экологически безопасных технологий и рекомендаций в производство и рабочие проекты с высокой экономической эффективностью.

Новыми научными результатами, полученными лично соискателем являются:

зависимость между основными параметрами открытой разработки месторождений и геокриологическими и природно-технологическими факторами Забайкальского региона;

усовершенствованная экономико-математическая модель для определения основных параметров карьеров на основе критерия «ЧДП»;

метод многофакторной оценки вариантов карьерного транспорта на основе сравнения как экономических, так и энергетических затрат;

методика моделирования процесса разрушения скальных горных пород с использованием гидроразрывных воздействий;

способ разупрочнения многолетнемерзлых горных пород на базе использования синхронно-импульсных и электрогидравлических воздействий;

геодинамические зависимости перемещения и формирования кондиционных руд в пространстве и во времени в зоне обрушенных пород после подземной разработки;

безопасная и ресурсосберегающая технология повторной отработки месторождений открытым способом с учетом геомеханических процессов в горном массиве и в зонах обрушений.

Практические результаты:

для карьеров Забайкалья установлены рациональные границы применения различных видов карьерного транспорта;

внедрены в производство технические решения по разупрочнению скальных и мерзлых горных пород с использованием гидроразрыва массива;

внедрена в процесс проектирования технология повторной разработки месторождений открытым способом после завершения подземных горных работ;

рекомендации, предложенные в диссертационной работе и подтвержденные авторскими свидетельствами и патентами, использованы в ТЭО и проектах на отработку рудных месторождений Забайкалья открытым способом.

Работа выполнена в рамках региональной программы «Развитие горнорудного комплекса Забайкалья на период до 2025 г.».

Реализация результатов работы. Основные положения диссертации использованы: при проектировании отработки Озерного и Бугдаинского месторождений; для разработки ТЭО по месторождениям Быстринское и Чинейское; для проектирования повторной разработки Тасеевского золоторудного месторождения; при разработке методов и способов повышения эффективности карьерного автотранспорта на разрезе «Харанорский»; при подготовке горных инженеров по специальности 130403.65 – Открытые горные работы, бакалавров и магистров по направлению 130400.68 «Горное дело», аспирантов и соискателей по специальности 25.00.22 – Геотехнология открытая, подземная и строительная в Читинском государственном университете.

Апробация работы. Результаты, основные положения, выводы и рекомендации, изложенные в диссертации, докладывались на: Всесоюзной конференции «Комплексная механизация ведения БВР на горных предприятиях» (Красноярск, 1984); межреспубли канской научно-технической конференции «Пути решения экологических задач на горных предприятиях» (Ташкент, 1991); международной конференции «Проблемы охраны окружающей среды от промышленных, бытовых, биологических и медицинских отходов сточных вод» (Пенза, 1996, 1997, 1999); международной конференции «Забайкалье на пути к устойчивому развитию: экология, ресурсы, управление» (Чита, 1997, 2001); II Всероссийской научно-практической конференции с международным участием «Новое в экологии и безопасности жизнедеятельности» (С-Петербург, 1997); Международном совещании «Научные и практические аспекты добычи цветных и благородных металлов» (Хабаровск, 2000); Международной научно-практической конференции «Темпы и пропорции социально-экономических процессов в регионах Севера» (Апатиты, 2003); ежегодных научно-практических конференциях ЧитГУ (1986 2007), ИрГТУ («Игошинские чтения», 2003); научном симпозиуме «Неделя горняка» (2003, 2004, 2005, 2006, МГГУ, Москва); расширенном заседании кафедр ПРМПИ, ОГР, БЖД Горного института ЧитГУ, Чита, 2010; на расширенном заседании кафедр геологоразведки, экономики и правового обеспечения недропользования, техники разведки и разработки МПИ РГГРУ, М., 2010.

Публикации. Основное содержание диссертации опубликовано в 45 печатных работах, в т.ч. 27 в центральных изданиях, из них одна монография, два учебных пособия с грифом УМО, 7 изобретений.

Объм и структура работы. Диссертация состоит из введения, 5 глав, заключения и содержит 232 страницы машинописного текста, включая 33 рисунка, 28 таблиц, список использованной литературы из 217 наименований, 22 приложения.

Первая глава посвящена анализу литературных источников: минеральносырьевой базы; природно-климатических, горно-геологических условий и технологии открытой разработки рудных месторождений Забайкалья.

Во второй главе дано обоснование экономико-математической модели выбора наиболее эффективного варианта разработки рудных месторождений открытым способом на основе повариантных расчетов с изменяющимися основными технологическими параметрами карьера и технологии.

В третьей главе изложены вопросы выбора типа карьерного транспорта и определения рациональных областей его применения. Рассмотрены вопросы дальнейшего совершенствования автомобильных и железнодорожных внутрикарьерных дорог.

Четвертая глава посвящена рассмотрению вопросов повышения эффективности разработки рудных месторождений открытым способом методом оптимизации оперативного управления добычными работами, применением разупрочнения скальных пород методом гидроразрыва и рыхлых мерзлых пород на основе синхронноимпульсного электро-гидроразрыва с целью снижение затрат на добычу руды.

В пятой главе рассмотрен вопрос доработки запасов рудных месторождений открытым способом после их подземной разработки на примере Тасеевского золоторудного месторождения, выявлены закономерности перемещения руды в зоне обрушения, подсчитаны запасы в зоне обрушения, предложены технические решения для безопасной выемки оставшихся запасов.

Автор выражает искреннюю благодарность и признательность проф. д.т.н. Рашкину А.В. и проф. д.т.н. Бунину Ж.В. за консультации и помощь при выполнении работы.

Глубокую благодарность автор выражает работникам ОАО «Балей-золото», ОАО «Приаргунское производственное горно-химическое объединение», Жерикенского, Шерловогорского и Первомайского ГОК, ЗАО «Турмалхан», «Востоккварцсамоцвет» за помощь в проведении экспериментов, опытно-промышленной апробации и содействии во внедрении результатов исследований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Значительный вклад в становление и развитие технологии открытой разработки рудных месторождений внесли академики РАН: Н.В. Мельников, М.И. Агошков, В.В.

Ржевский, К.Н. Трубецкой, Н.Н. Мельников; член-корр. РАН Д.Р. Каплунов; профессора: П.И. Городецкий, Б.П.Боголюбов, Б.П. Юматов, Е.Ф. Шешко, Ю.И. Анистратов, А.И. Арсентьев, Ж.В. Бунин, В.С. Коваленко, В.С. Хохряков, Д.М. Казикаев, А.А.

Вовк, В.А. Куликов, Г.М. Малахов, М.Г. Новожилов, М.В. Рыльникова, В.И. Терентьев, А.В. Рашкин, М.Н. Цигалов, Г.И. Черных, М.Д. Шнайдер и другие известные ученые. Благодаря этим исследователям, на карьерах России были разработаны и внедрены высокопроизводительные горная техника и технологии.

Анализ выполненных исследований и публикаций по данной проблеме показал, что рассмотрению вопросов повышения эффективности и безопасности открытой разработки рудных месторождений, расположенных в сложных геокриологических, природных и горнотехнических условиях было уделено недостаточное внимание. Большое разнообразие и специфика геокриологических условий обуславливает необходимость адаптации и существенных изменений в традиционных технологиях открытой разработки месторождений.

На современном этапе особую актуальность приобретают проблемы многофакторной оптимизации параметров открытых горных работ и повторной отработки открытым способом верхних горизонтов подземных рудников в сложных геомеханическх условиях.

Первое защищаемое положение. Выбор оптимальных вариантов разработки рудных месторождений открытым способом обеспечивается предлагаемой экономико-математической моделью ресурсосберегающей открытой геотехнологии на основе комплексного критерия «чистая дисконтированная прибыль», учитывающего комплексное использование недр, эксплуатационные энергетические затраты основных технологических процессов, затраты на охрану окружающей среды и эколого-экономические ограничения.

Для обоснования возможности использования упрощенных моделей для расчета удельных стоимостных показателей была исследована степень влияния основных параметров карьеров: глубины (H), среднего коэффициента вскрыши (k в), годовой производительности по горной массе (А г.м.) и по руде (Ап.и.), объема вскрыши (V), величины запасов полезного ископаемого (Z) и длины транспортировки горной массы (L) – на величину удельных капитальных (Кз) и эксплуатационных затрат (Эз) по фактическим и проектным данным горнорудных предприятий Забайкалья: Первомайский ГОК (Завитинский карьер, Этакинский карьер – проектные данные), Шерловогорский ГОК, Бугдаинский ГОК – проектные данные. При установлении корреляционных зависимостей, увязывающих переменные Кз, Эз, А г.м., L, kв, H, были использованы методы прямого и множественного корреляционного анализа. Для приведения разновременных затрат к единому знаменателю затраты выражены в долларах. Результаты техникоэкономических исследований приведены на рис. 1 – 4.

Н=300м Н=250м Н=200м Н=150м Н=100м Н = 50м 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Коэффициен вскрыши (kв),т/т Рис. 1. Зависимость удельных капитальных затрат от коэффициента вскрыши и глубины карьера Н=300м Н=250м Н=200м Н=150м Н=100м Н = 50м 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Коэффициент вскрыши (kв), т/т Рис. 2. Зависимость удельных эксплуатационных затрат от коэффициента вскрыши и глубины карьера долл./т Удельные капитальные затраты (kз), затраты (Эз), долл./т Удельные эксплуатационные 2,1,0,1 100 150 200 250 3 50 2 3 4 5 Величина запасов полезного ископаемого, тыс.т Запасы полезного ископаемого (Z), млн. т Рис. 3. Зависимость производительности карьера по руде от величины запасов полезного ископаемого в его контуре при заданных величинах: глубина карьера – 200 м, коэффициент вскрыши – 5 т/т.

25,20,15,10,5,0,1 2 3 4 5 Растояние транспортирования горной массым (L), км Рис. 4. Зависимость удельных эксплуатационных затрат от расстояния транспортирования горной массы Анализ результатов показывает, что эффективность отработки запасов рудных месторождений открытым способом во многом зависит от правильности выбранных технологических параметров, что позволяет минимизировать основные капитальные и эксплуатационные затраты.

Для того чтобы правильно выбрать основные технологические параметры карьера был составлен алгоритм определения комплекса оптимальных параметров карьера с использованием линейной стратегии принятия решений. Алгоритм вычислений (расчетов) сводится к последовательному выполнению процедур, представленных на рис. 5. Он реализуется за счет заблаговременного формирования вариантов сочетания главных параметров открытой разработки и соответствующих им календарных графиков их расчета.

руде (Н), млн. т производительность карьера по Удельные эксплуатационные затраты (Эз), долл./т I. Анализ горно-геологических условий (мощность, длина, площадь залежи), обоснование максимальной годовой производительности по полезному ископаемому (Ап.и. max) II. Выбор max (базовой) глубины:

- аналитическим расчетом;

- по разведанной глубине запасов III. Определение срока отработки карьера Т1 с глубиной H max IV. Определение годовых объемов вскрыши и построение календарных графиков ведения горных работ A,V = (Т) для базового варианта V. Определение удельных капитальных (Кз) и эксплуатаци- онных затрат (Эз), обоснование цены реализации руды (Ц) для базового варианта VI. Расчет потока денег для базового варианта, определение экономических критериев ЧДП, ВНП, Ток VII.Формирование вариантов комплекса главных параметров карьера:

(H 1, А1, Z1, T1);

(H 2, А1, Z2, T2);

(H 2,А2, Z2, T3) VIII. Расчет календарных графиков и соответствующих им потоков денег для каждого варианта. Вычисление ЧДП и градиентов ЧДП. Направленное принятие решений об изменении H и А XI. Принятие решения (H, A, T, Z)опт > ЧДПmax, T min Рис. 5. Алгоритм определения комплекса оптимальных параметров карьера За критерий оценки эффективности предлагаемых технических решений по отработке рудных месторождений открытым способом принимаем чистую дисконтированную прибыль (ЧДП), которая предлагается «Методикой стоимостной оценки запасов твердых полезных ископаемых» Т Т 1 ЧДП П/ Кt, млн. руб., (1) t t t (1 Е) (1 Е) t 1 t где: П/t – чистая прибыль в t-м году совместно с амортизационными отчислениями;

t – базисный момент времени начала строительства горного предприятия;

Кt – капитальные вложения в t-м году;

Т – количество лет от начала строительства до ликвидации горного предприятия;

Е – приемлемая величина процентной ставки на капитал, вложенный в строительство горного предприятия.

Предлагаемый вариант отличается от стандартного тем, что в него введены затраты на охрану окружающей среды, рекультивацию земель, оздоровление трудящихся и подготовку кадров, что делает оценку более бюджетно- и социально значимой. Для повышения качества проектирования составлен алгоритм расчета ЧДП с математическим описанием всех операций, что позволяет компьютиризировать весь процесс.

Используя данный алгоритм технико-экономических повариантных расчетов с варьированием параметров карьера, технологии ведения буровзрывных работ, оборудования для погрузки горно-рудной массы, видов и схем ее транспортировки можно выбрать наиболее эффективную технологию разработки рудных месторождений открытым способом.

Обоснование эффективности энергосберегающих технологий открытой разработки месторождений с учетом экологических ограничений и комплексного использования минерального сырья и оптимальное планирование горных работ представляют собой довольно сложную процедуру из-за необходимости учитывать большое число параметров и различного рода ограничений. Решить эту задачу практически невозможно без использования компьютерных методов исследования операций. В настоящее время не существует такого метода оптимизации, который позволил бы согласовать все ограничения кратко и долгосрочного планирования с учетом реальных условий ведения горных работ. Наиболее разработанным и приемлемым для обоснования энергосберегающих технологий и календарного планирования горных работ является метод линейного программирования. В рассматриваемой задаче математическая формулировка в обобщенном виде представляется следующим образом.

Целевая функция, максимизирующая прибыль от реализации товарной продукции при комплексном использовании руды:

I J I K I L I L max Z Ц xi еi,kck xi mi,lcl xi mi,l pl xi i, j j j, (2) i 1 j 1 i 1 k 1 i 1 l 1 i 1 l где xi – производительность i-ого горизонта (участка) по руде, тыс. т/месяц; Цj – ценность j-го компонента в концентрате, р/т; – среднее содержание j-го компонента ij на i-ом горизонте, доли единицы; – извлечение j-ого компонента, доли единицы; eik – j удельные затраты k-го вида энергии на i-ом горизонте, кДж/т; ck – стоимость использования k-го вида энергии, р/кДж; mil – удельная масса l-го загрязняющего вещества (ЗВ) в выбросах и сбросах при добыче руды с i-го горизонта, г/т; cl – удельные затраты на снижение выбросов и сбросов до уровня ПДК,р/г; рl – платежи за выбросы и сбросы lго ЗВ, р/г.

Добыча руды на i-ом горизонте не должна превышать его эксплуатационных запасов, это условие запишется в виде: xi Зэi. При расчетах на каждый следующий ме сяц определяются остаточные эксплуатационные запасы на горизонте:

G G xi,g (Зэi )g, где g – текущий месяц.

g 1 g Суммарная добыча руды с горизонтов должна обеспечить плановую производительность фабрики Qоф (тыс.т/мес) и вместе с тем обеспечивать возможную производительность добычных экскаваторов I I I xi Qоф ; xi Qi min ; xi Qi max, i 1 i 1 i где Qimin и Qimax – минимально и максимально допустимая производительность добычного экскаватора на горизонте, тыс. т/мес.

Требование по качеству руды рационально представить в виде ограничений по минимально и максимально допустимым содержанием в усредненной руде только основного компонента (частный случай) или по минимально и максимально допустимому соI I держанию наиболее ценных полезных компонентов: ( xi / xi ).

j max i, j j min i i Требование о соблюдении предельно допустимых выбросов и сбросов ЗВ:

I L mi,l xi M, ПДК i 1 l где Мпдк – предельно допустимые выбросы и сбросы ЗВ.

В общем случае целевая функция (2) дополняется эксплуатационными издержками без учета затрат по использованию соответствующего вида энергии, а также издержками по хранению и утилизации отходов, образующихся при использовании соответствующего вида энергии. Ограничения дополняются условиями об энергетических ресурсах. Задача решается по стандартным компьютерным программам линейного программирования, что позволяет решать е при значительном количестве переменных, выполнить анализ чувствительности целевой функции в широком диапазоне влияющих факторов, дать обоснованный прогноз и оперативно найти оптимальное решение, обеспечивающее высокую эффективность разработки месторождения при минимальных энергетических затратах и соблюдении природоохранного законодательства.

Второе защищаемое положение. Повышение эффективности открытой разработки рудных месторождений Забайкалья на глубоких карьерах может быть достигнуто на основе оптимизации показателей работы карьерного транспорта за счет применения гибких технологических схем транспортирования горной массы (автомобильной, железнодорожной, конвейерной).

Анализ структуры себестоимости 1 т руды, добываемой на карьерах Забайкалья, показывает, что наибольший удельный вес в этой себестоимости имеют транспортные расходы. Так, доля расходов на внутрикарьерный транспорт в общей себестоимости 1 т полезного ископаемого составляет 40…50 %, достигая на глубоких карьерах 60…70 %.

В связи с этим одним из реальных путей повышения эффективности открытой разработки рудных месторождений Забайкалья является совершенствование работы внутрикарьерного транспорта.

Анализ технологии транспортирования горнорудной массы в карьерах показывает, что основными видами транспорта являются автомобильный, железнодорожный и конвейерный.

Выбор эффективной транспортной схемы для горного предприятия требует всестороннего анализа многих взаимосвязанных факторов, в том числе с учетом прогнозирования ситуации на десятилетия вперед. Задача усложняется убыстряющимся прогрессом, внедрением новых видов технологического оборудования. Решение, которое еще вчера было эффективно и рентабельно, оправдывало большие капитальные затраты, сегодня может уже не выдерживать конкуренции.

Заслуживает внимания развитие представлений о стратегии формирования транспортных систем карьеров. Существующая основная концептуальная схема формирования транспортных систем глубоких карьеров сформулирована член-корр. РАН Яковлевым В. Л. и заключается в одновременном применении нескольких видов транспорта, их комбинаций и переходе от одних схем транспортирования к другим. При этом области эффективного применения различных видов транспорта вполне определенно зонированы для различных горно-технических условий, в частности, по высоте подъема, расстоянию транспортирования горной массы и т. п.

Нами обоснована и предложена «Целевая функция, максимизирующая прибыль от реализации товарной продукции при комплексном использовании руды» на основе энергетических затрат. Энергетический подход при оценке эффективности процессов и технологий открытых горных работ нашел отражение в исследованиях таких ученых, как В.С. Хохряков, Ю.И. Анистратов, Л.А.Сорокин и ряда других.

По мнению автора, наиболее объективное сопоставление можно получить путем приведения расхода электроэнергии и дизельного топлива к расходу первичных энергоресурсов, т.е. к «условному топливу» (у. т.), с учетом соответствующих затрат энергии на их добычу, переработку и транспортирование. Важно выбрать критерий оценки энергетической эффективности транспортных систем глубоких карьеров и отдельных видов транспорта. Исходя из основных функций транспорта глубоких карьеров, в качестве критерия может быть принята величина удельных затрат энергии на подъем 1 т горной массы из карьера. Тогда коэффициент полезного использования энергии (µ) можно рассчитать по формуле Сорокина Л.А.

µ = (eт - eф)*100 %, (3) где eт – теоретически необходимая величина расхода энергии на подъем 1 т горной массы на высоту 1 м (eт =9,81 кДж/т·м); eф – фактические затраты энергии данным видом транспорта, кДж/т·м.

Приведение фактических затрат энергии к расходу первичных энергоресурсов (у. т.) осуществляется с использованием следующих выражений e ф.а.=qу*пер*т *дт, (4) e ф.(к)= eу*э*пот, (5) где e ф.а., e ф.к.(ж) – удельные затраты условного топлива на подъем 1 т горной массы на 1 м соответственно автомобильным и конвейерным (железнодорожным) транспортом, г у. т./т·м; qу – удельный расход дизтоплива автосамосвалами, г/т·м; eу – удельный расход электроэнергии конвейерным (железнодорожным) транспортом, кВт·ч/т·м;

пер – коэффициент, учитывающий затраты энергии на получение дизтоплива из нефти (пер = 1,18…1,20) [3]; дт – коэффициент, учитывающий затраты энергии на добычу и транспортирование топлива (дт =1,04…1,10); т – коэффициент, учитывающий разницу удельной теплоты сгорания дизельного и условного топлива (т =1,5); э – показатель, учитывающий затраты условного топлива на получение 1 кВт·ч электроэнергии (э =300…330 г/кВт·ч); пот – коэффициент, учитывающий потери электроэнергии при передаче и распределении (пот 1,09).

Используя фактические данные расхода энергии конкретными видами транспорта глубоких карьеров на единицу грузооборота, получим qу=q/ha, (6) eу= e /hк(ж), (7) где q, e – соответственно, удельный расход дизтоплива (г/т·км) автосамосвалами и электроэнергии (кВт·ч/т·км) конвейерным (железнодорожным) транспортом; hа, hк(ж) – высота подъема горной массы на 1 км внутрикарьерной трассы (уклон трассы) при данном виде транспорта, м/км.

Тогда формулу (3) можно представить в виде µ = (eт/eф*Qу)*100 %, (8) где eт = 9,81 кДж/т·м; eф – фактические затраты энергии данным видом транспорта, г у. т./т·м; Qу.. – удельная теплота сгорания условного топлива, кДж/г (Qу.. = 29,кДж/г).

С использованием предложенной методики и фактических данных глубоких железорудных карьеров установлены показатели энергоемкости различных видов транспорта при работе на подъем горной массы (см. табл. 1). Как видно из табл. 1, энергетическая эффективность конвейерного транспорта (µ к = 14,8…21,8 %) в 1,8–2,2 раза выше, чем электрифицированного железнодорожного транспорта (µ ж = 7,8…10,2 %) и в 2,4…3,0 раза выше, чем автомобильного (µ а = 6,3…7,7 %).

Таблица Энергоемкость различных видов транспорта при работе на подъем горной массы из карьеров (для условий Забайкалья) Удельная энергоемкость Вид транспорта Натуральные показатели Условное топливо µ, % г\т*м кВт*ч/т*м г у.т./т*м Автомобильный 2,2 – 3,0 - 4,3 – 5,4 6,3 – 7,Железнодорожный - 0,007 – 0,014 3,2 – 4,6 7,8 – 10,Конвейерный - 0,004 – 0,0063 1,4 – 2,4 14,8 – 21,Полученные данные были использованы для расчета областей эффективного применения каждого из трех видов карьерного транспорта.

Был проведен анализ зависимости расхода энергии на подъем 1 т горной массы для различных типов транспорта от глубины карьера (см. рис. 6).

30252015105 50 100 150 200 250 300 350 400 450 51 2 3 4 5 6 7 8 9 Глубина карьера,м Рис. 6. Зависимость расхода энергии на подъем 1 т горной массы для различных типов транспорта от глубины карьера 1 – автомобильный транспорт; 2 – железнодорожный транспорт; 3 – конвейерный транспорт Как видно из рис. 6, расход энергии на подъем на поверхность горной массы наиболее экономичен для конвейерного транспорта и наиболее затратен для автомобильного транспорта, т.е., если опираться на сделанные расчеты, то для любых глубин карьера теоретически лучшим вариантом является применение конвейерного транспорта.

Расход энерги на подъем 1т руды на поверхность, г у.т./т*м Но как показывает анализ работы глубоких карьеров черной и цветной металлургии это не совсем так. Причиной этому служат большие капиталовложения в строительство транспортных трасс для конвейерного транспорта. Поэтому нами была произведена оценка эффективности применения различных видов транспорта на основе затрат на добычу и подъем горной массы на поверхность карьера с учетом затрат на строительство транспортных трасс. Данные показатели являются составными частями оценки проектных решений по освоению месторождений через критерий Чистой дисконтированной прибыли (см. рис. 7).

Зона эффективного использоваЗона эффек- ния конвейерного транспорта тивного использования автотрансЗона эффективного испорта пользования железнодорожного транспорта 50 100 150 200 250 300 350 400 450 51 2 3 4 5 6 7 8 9 Глубина карьера, м Рис. 7. Схема эффективного использования различных видов карьерного транспорта в зависимости от глубины карьера 1 – автомобильный транспорт; 2 – железнодорожный транспорт; 3 – конвейерный транспорт Анализ полученных данных показал, что по критерию суммарных затрат на добычу, транспортировку на поверхность плюс капитальные затраты на строительство карьерных трасс в расчете на 1 т добытой руды, эффективной зоной применения железнодорожного транспорта является глубина карьера до 200 м. Автомобильный транспорт эффективен на глубинах от 200 м до 300 м. Глубже 300 м наиболее экономичен конвейерный транспорт.

Проверка предложенной методики расчета эффективной зоны применения карьерного транспорта была выполнена по критерию «Чистая дисконтированная прибыль».

За основу были взяты результаты отработки месторождения урана «Красный камень», где имеются все необходимые данные для расчета (см. рис. 8).

долл/т удельные капитальные затраты на строительство транспортных трасс, удельные эксплуатационные затраты + 14121000 8Зона эф- Зона эффективно- фективно6Зона эффективного го приме- го примеприменения же- нения ав- нения лезнодорожного томобиль- конвейер4транспорта ного ного транспорта транспорта 2 50 100 150 200 250 300 350 41 2 3 4 5 6 7 Глубина карьера, м Рис. 8. Определение эффективности использования видов карьерного транспорта по критерию чистой дисконтированной прибыли в зависимости от глубины карьера.

1 – автомобильный транспорт; 2– железнодорожный транспорт; конвейерный транспорт Расчеты ЧДП зоны эффективного использования видов карьерного транспорта показали (см. рис. 8), что они полностью совпадают с расчетами по критерию суммы эксплуатационных затрат и затрат на строительство карьерных транспортных трасс.

Так как повариантные расчеты ЧДП весьма трудоемки, то применение критерия «Суммарных затрат» для определения эффективной зоны использования карьерного транспорта значительно облегчают решение этой задачи.

Анализ тенденций развития карьерного транспорта в России и за рубежом показывает, что перспективы применения железнодорожного транспорта при разработке месторождений открытым способом связаны с переходом на электровозную тягу.

Дальнейшее совершенствование автомобильного транспорта связывают с выпуском автомобилей повышенной грузоподъемности (до 300…350 т), оснащенных гидромеханической трансмиссией (ГМТ). Поскольку использование дизельного топлива для автомобильного транспорта является одним из главных источников загрязнения окружающей среды, в настоящее время проводятся очень серьезные исследования замены дизельных двигателей на электрическую тягу. Дизель-троллейвозный транспорт может обеспечить повышение производительности при транспортировании горной массы на 10…12 % при увеличении скорости движения на подъеме на 20…30 %, сокращение расхода дизельного топлива на 50…70 %, сокращение общей стоимости энергозатрат, улучшение санитарно-гигиенических условий работы в глубоких карьерах, сокращение эксплуатационных расходов на 15…20 %.

Исследования по совершенствованию конвейерного карьерного транспорта направлены на разработку крутонаклонных конвейеров, которые могли бы работать при ЧДП, млн. руб.

угле наклона конвейера до 38 (близком к углу естественного откоса скальных пород), что позволит значительно уменьшить длину транспортирования горной массы на поверхность, а значит и сократить эксплуатационные и капитальные затраты.

Как видно из рис. 7, затраты на автомобильный и конвейерный транспорт при глубине карьера более 300 м разнятся незначительно, поэтому с целью оптимизации транспортирования горной массы на поверхность целесообразно рассмотреть комбинации этих двух видов транспорта для доставки руды с глубоких горизонтов карьера. В рабочей зоне отбойки организуются промежуточные склады товарной руды, которая доставляется автосамосвалами. Из промежуточных рудных складов осуществляется погрузка руды на конвейеры, которые и доставляют ее на поверхность.

Принципиальная схема организации карьерного транспорта при отработке месторождений Забайкалья глубокими карьерами приведена на рис. 9.

Рис. 9. Принципиальная схема организации транспорта горной массы при открытой разработке рудных месторождений Забайкалья 1– железнодорожный транспорт, 2 – автомобильный транспорт; 3 – конвейерный транспорт Эффективность работы карьерного транспорта во многом зависит от качества покрытия автомобильных дорог и качества формирования полотна железных дорог.

В настоящее время на карьерах Забайкалья применяются простейшие типы дорожных покрытий для автомобильных дорог.

Толщина покрытия h определяется по формуле (Методические рекомендации по проектированию жестких дорожных одежд), (9) где Dкр – диаметр круга, равновеликого следу колеса автосамосвала (для БелАЗ7523 -75 – 0,75 м, для БелАЗ-75191 – 0,95 м); Е0,Е1 – модули деформации основания и слоя покрытия, МПа.

Институтом ГипродорНИИ разработаны технологические карты устройства дорожных одежд и земляного полотна с применением рулонных синтетических геотекстильных материалов (ГТМ), а также рекомендации по укреплению обочин с применением таких материалов. Применение ГТМ в дорожном строительстве способствует повышению несущей способности основания дороги, что позволяет увеличить скорость движения автосамосвалов на 10…12 %, повысить срок эксплуатации шин, использовать на таких дорогах автосамосвалы особо большой грузоподъмности.

В конструкции дорожных одежд ГТМ выполняют функции армирования, дренажа, защиты и фильтрации. По физико-механическим характеристикам для условий карьерных автодорог карьеров Забайкалья целесообразно применять наиболее морозостойкие ГТМ на основе полиэтиленовых волокон.

Использование ГТМ на практике (Завитинский карьер, Харанорский разрез) дало положительные результаты. При этом: увеличиваются скорость движения автосамосвалов и, соответственно, их сменная производительность, провозная и пропускная способность; значительно снижаются затраты на строительство и текущий ремонт автодорог; уменьшаются износ шин, потребность в запасных частях, выбросы загрязняющих веществ и в целом эксплуатационные и суммарные затраты по автотранспорту.

Строительство и эксплуатация железнодорожного транспорта при открытой разработке месторождений также сопряжены с большими затратами, обусловленными низкой несущей способностью дорожного основания. Обычно применяемые в этих условиях способы укрепления грунтов весьма трудомки, дорогостоящи и малоэффективны.

Для повышения несущей способности оснований промышленных сооружений и укрепления дорожных откосов был предложен способ геотекстильного экранирования.

Высокая технико-экономическая эффективность применения ГТМ обуславливает целесообразность его применения на горных предприятиях.

Эта технология включает следующие операции:

1. Укладка ГТМ на грунтовое основание трассы. Рулон ГТМ шириной от 3,5 до 5,2 м и длиной 100 м раскатывается двумя рабочими в течение 5…10 мин. При ширине трассы больше ширины рулона ГТМ раскатывают второй рулон с перекрытием на 0,3…0,4 м.

2. Отсыпка на ГТМ слоя балласта толщиной 0,15…0,3 м;

3. Укладка на балласт рельсо-шпальной решетки и балластировка зазоров между шпалами.

После этого раскатывается новый рулон ГТМ с перекрытием предыдущей полосы в торцевой части на 0,4…0,5 м и операции повторяются.

ГТМ препятствует проникновению грунта в балластную призму и обеспечивает свободный дренаж грунтовых вод и атмосферной влаги в вертикальном и в горизонтальном направлениях, в результате чего исключается неравномерная осадка основания, снижается поровое давление набухающего грунта на балластную призму, обеспечивается отвод атмосферной влаги за пределы дорожного основания. ГТМ препятствует также внедрению крупных фракций балласта в грунтовое основание и способствует сохранению проектных контуров балластной призмы и предотвращает е разрушение.

Существенно повышается скорость движения состава, снижаются простои из-за схода вагонов и думпкаров за счет более равномерного распределения динамических нагрузок от движущегося транспорта на дорожное основание.

Кроме технико-экономической эффективности применение ГТМ дает экологический эффект, т.к. транспортирование горной массы автосамосвалами на обычных автодорогах вызывает загрязнение атмосферного воздуха пылью и газами (при отсутствии средств пылеподавления концентрация пыли в зоне автодорог достигает 60…мг/м3, а интенсивность – 11500…12000 мг/с).

Третье защищаемое положение. Снижение энергетических затрат и повышение экологической безопасности очистных работ при открытой разработке рудных месторождений достигается за счет дополнительного разупрочнения массива скальных пород на базе использования гидроразрыва, а мерзлых рыхлых отложений – на основе синхронно-импульсного электро-гидроразрыва, обеспечивающих снижение затрат на буровзрывные работы и выброс вредных ядовитых газов и пыли в атмосферу карьеров.

Автором разработана технология для предварительного разупрочнения массива горных пород для снижения затрат на буровзрывные работы (А.С. 1839056) (рис. 10).

Рис. 10. Технология разупрочнения массива гидроразрывом пород:

1– рудное тело; 2 – нагнетательная скважина; 3 – контакт рудного тела с вмещающими породами 4; 5 – контрольные скважины; 6 – горизонтальные трещины; 7 – манометр; 8 – наносы; 9 – наклонные трещины, 10 – пакер;

11- мкость для щелочного(кислотного) раствора; 12 – мкость для ГПЭ ; 13 – вертикальные скважины Разупрочнение массива достигается предварительным формированием в массиве системы горизонтальных, вертикальных и наклонных трещин, что позволяет уменьшить удельный расход ВВ.

Нисходящий порядок предварительного формирования в массиве системы горизонтальных трещин посредством нагнетания воды в скважины и заполнения указанных трещин расклинивающим агентом обеспечивает необходимую пространственную ориентацию трещин. Горизонтальные трещины позволяют создать через них систему вертикальных и наклонных трещин в восходящем порядке. Восходящий порядок формирования системы вертикальных и наклонных трещин и ступенчатый режим нагнетания вязкой жидкости позволяют создать достаточно густую сеть вертикальных и наклонных трещин в промежутке между смежными горизонтальными трещинами, что в последующем при взрывании позволит без увеличения выхода негабаритов значительно сократить удельный расход ВВ.

Намораживание льда в горизонтальных трещинах путем периодического нагнетания воды при разработке руд в условиях многолетней мерзлоты позволяет повысить температуру мерзлой руды за счет льдообразования, что в сочетании с расклинивающим эффектом замерзающей в промежутке между нагнетаниями воды в горизонтальных трещинах, уменьшит прочность массива мерзлой руды и позволит уменьшить удельный расход ВВ при взрывании почти вдвое, а также сократить число скважин. В центре рудного тела бурят, по меньшей мере, одну скважину для проведения операций нагнетания жидкости.

Примерно по контакту рудного тела и вмещающих пород бурят контрольные скважины, после чего приступают к формированию системы трещин в массиве. Предварительно известными технологическими приемами формируют в массиве посредством нагнетания воды в скважину в нисходящем порядке систему горизонтальных трещин от центра рудного тела до контакта с вмещающими породами.

После формирования в рудном теле системы горизонтальных, вертикальных и наклонных трещин производят взрывание скважин, для чего используют расчетный, согласно сформированной в рудном теле трещиноватости удельный расход ВВ и проводят взрывную отбойку.

Использование предложенного способа взрывной отбойки руд по сравнению с известными способами имеет следующие преимущества: уменьшается выход негабаритов; снижается удельный расход взрывчатых веществ и, соответственно, выбросы ядо витых газов и пыли при взрывании; уменьшается количество скважин и затраты на буровзрывные работы в целом.

Взрывогидравлический способ разрушения мерзлых горных пород предусматривает использование комбинированного механизма кондуктивно-конвективного переноса тепла, аккумулированного в теплоносителе без применения искусственных энергоисточников. Способ впервые испытан в комбинации с гидроигловым оттаиванием на прииске Колымы. В предложенном позднее варианте (Авдеев П.Б., Рашкин А.В. и др., 1980) в массиве путем одновременного камуфлетного взрывания зарядов взрывчатых веществ (ВВ) линейного ряда скважин создаются фильтрационные каналы, соединяющие питающую (распределительную) и дренажную канавы (рис.11).

Рис. 11. Взрывогидравлический способ оттаивания мерзлых горных пород:

1 - питающая канава, i = 0,008; 2 - подогретая солнечной энергией вода;

3 -взрывные скважины; 4 - дренажная канава; 5 - оросительные канавы;

6 - заряд ВВ, q = (7…11) кг; 7- профильтрованная и охлажденная вода;

8 - питающая скважина; 9 - зона фильтрации; 10 - коренные породы;

11- камуфлетные полости Воду подают через питающую и оросительную канавы и, кроме того, через фильтрационные каналы, что позволяет ускорить оттаивание массива. С поверхности массив оттаивает фильтрационно-дренажным способом или при слабопроницаемых породах солнечно-радиационным способом. Расчет параметров данного варианта взрывогидравлического фильтрационно-дренажного оттаивания (ВГФДО) проводят по следующей схеме (рис. 12).

Расстояние между рядами скважин в зависит от размеров зоны оттаивания вокруг фильтрационного канала, определяемого уравнением теплового баланса:

в 2R2 ;

(10) R2 R1 кфtвсв ки / lк (Qф tПсП ) 1, (11) где R1, R2 – радиусы фильтрационного канала и зоны оттаивания, кф – коэффициент фильтрации пород в канале, м/сутки; tв – температура воды, С; св – теплоемкость воды, Дж/(м3 С); – время оттаивания пород в зоне (R2 – R1), сутки; ки = (t вх – tвых)/(tвх – t0) – коэффициент теплоотдачи фильтрационного потока t вх, tвых – температура воды, соответственно, на входе и выходе фильтрационного потока, С; lк – длина фильтрационного канала, м; Qф – температура фазового перехода, Дж/м3; tп – температура пород, С; сп – теплоемкость пород, Дж/(м3 С).

Условие гидроразрыва мерзлых пород определяют из соотношения Р k грп Р в + Р гс + Р гд + Р э, (12) где Рв – давление в точке гидроразрыва от ударных волн, генерируемых из импульсных (взрывных) скважин; Р гс – статическое давление нагнетания; Ргд – давление гидроимпульса от гидровибратора; Р э – давление импульса электрического разряда из нагнетательной скважины.

Рис. 12. Схема создания зоны фильтрации в мерзлом массиве горных пород при ВГФДО:

а расстояние между взрывными скважинами в ряду, м; R1 радиус фильтрационного канала, м; Rк радиус камуфлетной полости, м; Rп радиус зоны проницаемости, м; Rрадиус зоны взрывогидравлического оттаивания, м; 1 взрывные скважины; 2 камуфлетные полости; зона проницаемости; 4 зона фильтрационно-дренажного оттаивания; оросительные канавы; 6 зона взрывогидравлического оттаивания Количество трещин гидроразрыва определяют расчетом, исходя из необходимого времени на оттаивание всего участка мерзлых пород. Вначале определяют глубину Н первой от земной поверхности трещины по формуле:

Н1 = р +( r)1, (13) где глубина естественного солнечно-радиационного оттаивания, м; ( )р r мощность оттаиваемого слоя от центра первой трещины, определяется по формуле В.Ю. Казакова (Авдеев П.Б., Рашкин А.В. и др., 1996).

Глубины последующих трещин гидроразрыва Нi и мощности оттаиваемых слоев ( ) i определяют последовательно по формулам:

r Н i = Н i-1 + ( r) i-1 +( ) i, (14) r ( ) i = t в / (Qо Х1/2) [1,128 (1 + А Н i )1/ r 0, 32 t в А / (Qо Х1/2)], (15) где i = 2,3,...,n номера трещин гидроразрыва; n общее число трещин; коэффициент теплопроводности талого фильтрующего слоя, Вт/(м К); t в температура воды-теплоносителя, С; продолжительность оттаивания, с; Qо удельное энергопотребление при оттаивании единицы объема мерзлых пород, Дж/м3;

Х = (Rд2 - rо2) / 2; А = Кф /[ а ln(Rд / rо)], (16) где Rд расстояние между нагнетательной и дренажной скважинами, м; rо радиус дренажной скважины, м; Кф коэффициент фильтрации пород, м/с; а коэффициент конвективной температуропроводности, м2/с.

Применение ВГФДО позволяет увеличить глубину оттаивания пород за сезон в 2…3 раза по сравнению с естественной оттайкой и в 1,5…2 раза эффективнее ФДО (рис. 13).

Рис. 13. Динамика оттаивания мерзлых горных пород:

1 - солнечно - радиационный спо соб; 2 - фильтрационно - дренажный способ; 3 - взрывогидравлический фильтрационно - дренажный способ; 4 - гидроразрывной способ Результаты расчетов показывают, что варианты с применением буровзрывных работ и электро- гидроразрыва являются предпочтительными для промышленных испытаний (табл. 2).

Таблица Технико-экономические показатели способов оттаивания Показатели Ед. изм. Варианты оттаивания 1-ФИС 2-ЭФИС 3-ВФИС 4-ЭГРП Объем бурения скважин тыс. м 9,1 9,1 6,6 2,Расход электроэнергии 530 3990 490 4 кВт ч Расход ВВ т - - 69,6 - Удельные капитальные р/м3 0,55 0,57 0,56 0,затраты Себестоимость р/м3 0,31 0,81 0,36 0,Удельные приведенные р/м3 0,39 0,89 0,46 0,затраты Крупномасштабные испытания электро- гидроразрыва пород целесообразны также для оценки эффективности его применения с целью снижения удельного расхода ВВ при рыхлении мерзлых пород буровзрывным способом.

Предварительные расчеты показывают, что за счет создания в массиве системы льдозаполненных трещин можно снизить удельный расход ВВ в 1,5…2 раза. При этом многократно сокращаются платежи за выбросы ядовитых газов и пыли, в 3…4 раза уменьшается ущерб окружающей природной среде.

Четвертое защищаемое положение. Эффективность и безопасность повторной открытой разработки месторождений, отработанных подземным способом, могут быть достигнуты учетом установленных геодинамических закономерностей перемещения и аккумулирования руды в зонах обрушения в пространстве и во времени на стадии подземной отработки месторождений и использования технологической схемы на базе экскаватора-драглайна, позволяющей извлечь потерянные запасы богатых руд из зон обрушения.

При подземном способе разработки месторождений в недрах остается значительное количество полезного ископаемого, достигающее 20…25 % при высоком разубоживании руды. Современная тенденция к энерго- и ресурсосбережению, наличие мощного карьерного оборудования позволяют осуществлять повторную разработку от крытым способом запасов руд, потерянных ранее при подземных работах. Открытый способ, в некоторых случаях, оказывается значительно эффективнее подземного, несмотря на большие объемы вскрышных работ.

Несмотря на значительный объем исследований по технологии комбинированной разработки месторождений, в целом поиск инженерных решений ведения горных работ при повторной разработке крутопадающих месторождений в условиях неустановившегося процесса сдвижения горного массива представляет актуальную научнопрактическую задачу. Недостаточно изученными являются вопросы обоснования оптимальной глубины карьера и схемы вскрытия, выбора основных параметров безопасной технологии ведения открытых горных работ при повторной разработке месторождений.

Для выбора технологи повторной разработки Тасеевского золоторудного месторождения необходимо было решить следующий ряд задач: выбор технического оснащения и методики производства работ по выявлению местоположения и параметров пустот; обоснование безопасной мощности потолочин; разработка рекомендаций по контролю за состоянием и деформациями массива и устойчивостью потолочин в период эксплуатации карьера; обоснование углов наклона бортов карьера и углов откосов уступов.

Разработка открытым способом в условиях подработанного массива и наличия подземных пустот при одновременной выемке запасов нижележащих горизонтов подземным способом представляет большую сложность. Главным условием открытой повторной разработки крутопадающих месторождений в зоне влияния подземных рудников при неустановившемся процессе сдвижения горного массива является обеспечение безопасности для работающих в карьере людей и оборудования, что достигается путем выявления участков с установившимся процессом сдвижения горного массива, на которых возможность внезапного обрушения исключается, и ведения работ в активной зоне обрушения и сдвижения с применением специальной технологии и оборудования, располагаемого вне этих зон.

Для изучения процесса сдвижения была оборудована наблюдательная станция из восьми профильных линий (рис. 14). По абсолютным отметкам реперов вычислены оседания земной поверхности, скорости сдвижения поверхности и приращения скоростей. Определены горизонтальные смещения, максимальные наклоны, кривизна поверхности. Объективным фактором, характеризующим динамику процесса сдвижения, является продолжительность процесса. Оседание поверхности во времени (скорость сдвижения) вычисляется по формуле nn nn, (17) где – скорость сдвижения, мм/мес.; nn, nn-1 – оседание двух смежных реперов t профильных линий, мм; – время перемещения реперов, мес.

При анализе графиков Vi(Т) по определенным значениям скоростей выявлено большое число участков профильных линий (рис. 14), где наклоны поверхности значительно превышают допустимые. Для качественной оценки этого явления по участкам со средним максимальным оседанием реперов определены максимальные скорости оседания и вычислены относительные величины наклонов. Критическим наклоном (iкр), согласно действующей инструкции, следует считать наклон 4 мм/мес. Анализ результатов наблюдений показывает, что зоны интенсивного сдвижения земной поверхности концентрируются на двух площадях, где установлены наибольшие оседания с наибольшими наклонами земной поверхности. На этих площадях сосредоточены все имеющиеся провалы и воронки. Один из таких участков находится в районе пересечения профильных линий 4-4, V-V с линиями 3-3, IV-IV, III-III. Вторая площадь интенсивного сдвижения находится в районе пересечения линий 4-4 с линиями I-I и II-II.

Рис. 14. План поверхности Первой рудной зоны Тасеевского месторождения с расположением геофизических и маркшейдерских профилей На основе анализа результатов наблюдений определены скорости развития обрушений по провалам.

Для безопасного ведения открытых горных работ в зоне сдвижения необходимо определить контуры и размеры опасных зон Угол сдвижения в коренных породах у нижней границы выработки со стороны висячего бока (град) определяется по следующей формуле:

55 1,5 f 0.30 0.01f, (18) где – угол падения вмещающих пород, град.; f – коэффициент крепости пород по шкале М.М. Протодьяконова.

Угол сдвижения у нижней границы выработки со стороны лежачего бока (град.) определяется из выражения 40 3,4 f. (19) По результатам инструментальных наблюдений были определены основные параметры мульды сдвижения и размеры е наиболее характерных зон, что позволяет выявить опасные и безопасные участки ведения повторной открытой разработки.

Для повторной разработки месторождения открытым способом необходимо было определить количество руды в зоне обрушения.

Наиболее полное представление о характере и величине смещения запасов руды, а также их распределении в горном массиве и состоянии зоны обрушения можно получить физическим моделированием процесса сдвижения на эквивалентных материалах по методике проф. В.В. Куликова (1980).

В зонах обрушения руда и порода находятся в разрыхленном состоянии. Теоретическими и лабораторными исследованиями доказано, что перемещение разрыхленных пород в зоне обрушения аналогично перемещению отбитой руды в блоке. Так как в зоне обрушения накапливается разрыхленный материал, то перемещение его с понижением добычных работ подчиняется тем же законам, что и истечение сыпучего материала.

Истечение руды в блоке происходит из тела в форме эллипсоида вращения, коэффициент вытянутости m которого определяется из выражения h m, (20) 2R где h – высота эллипсоида вращения, м; R – радиус кривизны вершины параболы, м.

При выходе эллипсоида вращения на поверхность образуется воронка провала (рис. 15).

Рис. 15. Схема к определению показателя сыпучести пород Образующая воронки в зоне обрушения описывается уравнением (Куликов, 1980) y2 2R x, (21) x, y где – текущие координаты При моделировании приняты следующие условия подобия:

Hн Lн Pн M (22) Hм Lм Pм, где Нн,Нм – мощность отрабатываемой толщи пород, м; Lн, Lм горизонтальные размеры месторождения, м; Рн, Рм показатели сыпучести пород зоны обрушения, м.

Индексы «н» и «м» соответствуют натурным (н), и модельным (м) показателям.

Принятый масштаб моделирования 1:300 позволил с достаточной точностью установить закономерности пространственного перемещения запасов полезного ископаемого в зоне обрушения.

Теоретически объем выпущенного материала равен hq (23) 6m2.

По результатам моделирования было определено размещение запасов руды в зоне сдвижения (рис. 16).

Рис. 16. Размещение запасов руды в зоне обрушения по результатам моделирования Блокировки зоны обрушения приведены на рис. 17.

Рис. 17. Разделение мульды сдвижения на эксплуатационные зоны Подсчет запасов руды в контуре повторной разработки производился следующим образом:

1. Определялись объемы руды и пустых пород измерением соответствующих площадок на разрезах и по горизонтам.

2. На основании изучения процесса сдвижения земной поверхности и анализа геолого-маркшейдерской документации устанавливались основные параметры мульды сдвижения и отдельных ее зон. Размеры мульды сдвижения наносились на поперечные и средневзвешенный разрезы, после чего определялось общее количество руды в зоне воронкообразования.

По результатам моделирования и выявленным закономерностям распределения руды в зоне обрушения определялась глубина процесса сдвижения и корректировались ранее подсчитанные запасы руды по горизонтам.

Повторная разработка оставшихся запасов Тасеевского месторождения открытым способом позволяла достичь высоких технико-экономических показателей, так как в полной мере соответствовала принципу ресурсосбережения за счет добычи не извлеченных запасов руды на верхних горизонтах месторождения, отработанных подземным способом.

Однако, она требовала обеспечения безопасности и дополнительных затрат на разведку и погашение пустот, на укрепление бортов и буровзрывные работы в нарушенных зонах.

В качестве критерия, определяющего эффективность выбранного варианта доработки запасов принята ЧДП.

Первоначально глубина карьера Но(м) в условиях комбинированной разработки определялась по методике проф. Юматова Б.П.

b b2 2dKгрmL H, (24) a где b 2ctg m L ctg ctg ; a ctg ctg ctg ; m – горизонтальная 1 2 1 мощность рудного тела, определяемая по средневзвешенному разрезу (m=30 м); L – длина месторождения по простиранию ( L =500 м); ; – углы откосов бортов карьера 1 в период погашения ( =43, =46 ); – угол откоса торцов карьера ( =50 ).

1 Граничный коэффициент вскрыши Кгр (м3/м3) при различных объемах руды и вскрышных пород, добываемых при открытом и подземном способах, определяется по формуле Cn 1 lo ln Co 1 Ko Kn K, (25) гр Cв где Cn – себестоимость добычи 1 м3 руды подземным способом, руб/м3; Co – себестоимость добычи 1м3 руды, руб/м3; Cв – себестоимость 1м3 вскрыши, руб/м3; lo= 0,8, ln= 0,42 – коэффициенты разубоживания; Ko= 0,98, Kn= 0,89 – коэффициенты извлечения; индексы «n» и «о» соответствуют подземному и открытому способам разработки месторождения.

Расчетный граничный коэффициент вскрыши для условий Тасеевского месторождения составил 18,51 м3/м3, а глубина карьера Но = 180 м.

Были рассчитаны три варианта вскрыши с глубиной 180 м, 210 м и 230 м.

При разработке месторождения до глубины 180 м выделены 3 этапа разработки месторождения с усредненным эксплуатационным коэффициентом вскрыши Кэ, соответственно: 1-й этап – Н=40…130 м, Кэ= 7,3 м3/м3; 2-й этап – Н=130…160 м, Кэ= 3,м3/м3; 3-й этап – Н=160…180 м, Кэ= 1,03 м3/м3. Для второго варианта выделены четыре этапа разработки с коэффициентами вскрыши 7,8; 10,7; 5,8 и 1,4 м3/м3, соответственно.

Разработка по варианту 3 разбивается на четыре этапа с коэффициентами вскрыши 8,м3/м3, 13,2 м3/м3, 7,1 м3/м3 и 2,5 м3/м3.

Эксплуатационные коэффициенты вскрыши позволяют определить годовые эксплуатационные расходы Сг (млн руб.) по этапам разработки по каждому варианту по следующей формуле Ko Cг Co Kэ C Ao, (26) lo где Kэ – усредненный коэффициент вскрыши для данного этапа разработки, м3/м3; Ао – объем рудного тела, отрабатываемый за один год при данной скорости годового понижения, м3.

Капитальные вложения производятся в течение нескольких периодов - в первый период на строительство карьера, а затем на развитие и поддержание производственной мощности.

Капиталовложения на строительство карьера определены по формулам 17.Kуд.с. 0., (27) Aг.м.

Kстр. Aг.м. K, (28) уд.с.

где Kуд.с. – удельные капвложения на строительство, р/т; Kстр. – суммарные капиталовложения на строительство карьера, млн р.; Aг.м. – годовые объемы горной массы, млн т, определены из выражения Ko Aг.м. Ao Kэ п, (29) lo р.

где Ао – объем рудного тела, отрабатываемый за один год, тыс. м3; Kэ – усредненный эксплуатационный коэффициент вскрыши, м3/м3; = = 2,4 т/м3 – плотность р п руды и плотность породы.

Для Тасеевского месторождения расчетный срок строительства карьера составил три года.

Извлекаемая ценность полученной за год продукции Цпо (млн руб.) по этапам определена из выражения Цпо Ао р См Кщ Цо, (30) где См = 5 г/т – среднее содержание металла в руде; Кщ=0,8 – извлечение при обогащении руды и переработке концентрата; Цо– цена металла, руб./г.

На основе выполненных расчетов получены технико-экономические показатели для различных вариантов разработки месторождения (табл. 3).

Таблица Экономические показатели разработки Тасеевского месторождения при различной глубине карьера Варианты глубины карьера Но,м Наименование показателей 180 210 2Приведенные капиталовложения на строительство Кп, 8,15 8,25 8,млн долл.

Приведенные эксплуатационные расходы Сп, млн. долл. 10,93 17,67 17,Приведенная извлекаемая ценность Цп, млн. долл. 38,88 42,96 45,Чистая дисконтированная прибыль Пчд.п, млн. долл. 15,30 16,20 14,Наибольшее значение чистой дисконтированной прибыли Пчдп. получено при глубине разработки 210 м.

Условия залегания рудных тел верхних горизонтов месторождения предопределяли применение транспортной системы разработки с автомобильной доставкой вскрышных пород на внешний отвал. Для выемки наносов предложена бестранспортная система разработки с применением экскаватора-драглайна (А.с. № 620603, 1977).

Нижележащие горизонты отрабатываются с применением транспортной системы, механических лопат и автосамосвалов.

Для условий Тасеевского месторождения возможно применение двух технологических схем: а) обычная технология с применением карьерных экскаваторов и автосамосвалов; б) комбинированная технологическая схема с применением экскаваторадраглайна для 2-й зоны (рис. 20) и карьерных экскаваторов типа ЭКГ для 1-ой зоны с транспортированием руды автосамосвалами; применение специального горного оборудования.

Приведенные суммарные затраты на повторную разработку месторождения составят Зпр Зпр Зпр, (31) 1 где Зпр, Зпр – приведенные затраты на добычу руды из 1-ой зоны плавных оседа1 ний и трещин из 2-ой зоны провалов, соответственно.

Приведенные затраты на добычу руды из 1-ой зоны Зпр Сп Ен К, (32) 1 где Сп – суммарные приведенные эксплуатационные затраты; Ен = 0,12 норматив сравнительной эффективности капиталовложений; К – суммарные приведенные капиталовложения на разработку зоны.

Суммарные приведенные эксплуатационные затраты определялись по формуле tСг Сг Ксэ Сг Ксэ 1 1 Сп...

, (33) 1 Енп tстр. 1 1 Енп tстр. 2 1 Енп tстр. tгде Сг – годовые эксплуатационные затраты на разработку зоны; Ксэ – показатель технического прогресса; Енп = 0,08 – норматив для приведения разновременных затрат (норма дисконта); tстр. – период строительства карьера, лет; t1 – период разработки зоны.

Годовые эксплуатационные затраты на добычу руды определены по формуле Кно Cг Со КэСв Аог, (34) lро где Со – себестоимость добычи руды при повторной открытой разработке, р/м3;

Кэ – усредненный эксплуатационный коэффициент вскрыши, м3/м3; Св – себестоимость 1 м3 вскрыши, руб.; Аог – годовая производительность карьера по руде, млн м3; Кно – коэффициент извлечения запасов из недр; lро – коэффициент разубоживания.

Определение общих капиталовложений на строительство карьера произведено по методике проф. Б.П. Юматова. Суммарные приведенные капитальные затраты определяются по формуле tстр.

Кстр.Кск К2Кск Кстр. К1...

, (35) 1 Енп 1 Енп tстр. где К1; К2;… Кt – капиталовложения, производимые в начале каждого года стр.

строительства.

Удельные и общие капиталовложения определялись соответственно по формулам 27 и 28.

Затраты на добычу руды из 2-ой зоны представляют сумму приведенных эксплуатационных и капитальных затрат, при этом эксплуатационные затраты включают в себя дополнительные затраты по обеспечению безопасности.

Суммарные приведенные эксплуатационные затраты на разработку 2-ой зоны определялись по формуле Сг Сг Сг 2 2 Сг..., (36) 1 Енп 1 Енп 2 1 Енп tгде t2 – время отработки запасов руды в зоне, лет; Cг – годовые эксплуатационные затраты на разработку 2-й зоны, руб.

Годовые эксплуатационные затраты представляют сумму двух видов затрат – затраты на добычу руды из 2-й зоны Сдоб и дополнительные затраты на обеспечение безопасных условий работ Сб.у.

Сг Сдоб. Сб.у.

. (37) Эксплуатационные затраты на разработку зоны 2 увеличиваются по сравнению с разработкой этой зоны в не нарушенном массиве на 20…25 %. Коэффициент удорожания Куд определен нами на основании обработки статистических данных по комбинированной разработке Тырныаузского месторождения и по работе Балейского карьера в зоне старых подземных выработок. Затраты на добычу руды из 2-ой зоны Кно Сдоб. К Со КэСв АОII, (38) уд.

lро где АOII – годовая добыча руды по второй схеме.

Эксплуатационные затраты по обеспечению безопасности горных работ включают затраты на разведочные работы по бурению З1 и на геофизические работы З2 для контроля за состоянием горного массива во 2-ой зоне Зг.б. З1 З2. (39) Таким образом, годовые эксплуатационные затраты на разработку 2-й зоны составят Кно Сг Куд. Со КэСв АОII З1 З2.

(40) lро Определение приведенных суммарных капитальных затрат производилось по формуле 32 с учетом годовой добычи руды из зоны 2. Приведенные суммарные затраты на разработку месторождения составили Зпр К Сп Ен К1 К Сп Згб Кстр. Ен. (41) уд. уд.

1 2 Суммарная приведенная ценность разработки месторождения по 1-й технологи ческой схеме определялась по формуле Ц1 Ц1 ЦЦпр, (42) 1 Енк tстр. 1 1 Енк tстр. 2 1 Енк tстр. tо где tо – время отработки запасов руды.

Далее производится расчет ЧДП по обоим вариантам.

Из сопоставления полученных величин ЧДП выбирается рациональный вариант безопасной ресурсосберегающей технологии повторной разработки месторождения открытым способом. Как видно из рис. 18, технология повторной разработки с извлечением запасов из опасной зоны провалов с использованием драглайна по основным технико-экономическим показателям предпочтительнее традиционной технологии.

Удельные Удельные какапитальные питальные заРис. 18. Сравнительная эфзатраты, р/т траты, руб./т фективность открытой поСуммарная вторной разработки местоСуммарная приведенная 20 приведенная млн р рождения ценность, ценность, млн.

руб.

Приведенная удельная прибыль, р/мЧДП, млн. руб.

Для повышения безопасности ведения горных работ и полноты извлечения руды из зоны сдвижения горного массива предложена технология с выемкой вскрышных пород драглайном с нижним черпанием. Применение драглайна обеспечивает полную безопасность вскрышных работ без предварительных затрат на обнаружение и погашение подземных пустот.

По предлагаемой технологии (рис. 19) драглайн с максимальным радиусом черпания не менее половины ширины зоны обрушения на рабочем горизонте осуществляет выемку горных пород из зоны сдвижения, в первую очередь, со стороны лежачего бока залежи нижним черпанием, предварительно подготавливая себе рабочую площадку путем отсыпки предотвала.

Рис. 19. Схема работы экскаватора-драглайна при проходке траншеи в зоне провалов и сдвижения варТрад тех, вар.драглайна, Технология с применением Экскаватор-драглайн производит вскрышу наносов и переэкскавацию их по бестранспортной схеме за пределы границ карьера. После окончания работ по вскрыше наносов, драглайн перемещает горную массу из второй зоны в безопасную зону для дальнейшей погрузки экскаватором типа ЭКГ. Размещение горно-транспортного оборудования и погрузка горных пород производится за границей зоны сдвижения.

После понижения горных пород на один-два уступа выемку горных пород осуществляют аналогичным образом со стороны висячего бока, при этом драглайн располагается за границей зоны обрушения (рис. 20).

Рис. 20. Комбинированная схема повторной разработки месторождения с применением экскаватора- драглайна и механической лопаты В результате сравнения различных видов горно-транспортного оборудования установлены рациональные типы оборудования и необходимое его количество для каждого варианта.

Выполненные расчты показали, что транспортно-бестранспортная система разработки с применением экскаватора ЭШ-10.70 позволяет получить годовой экономический эффект 105,8 тыс. долл. по сравнению с вариантом разработки месторождения карьерными экскаваторами (табл. 4).

Таблица Технико-экономические показатели повторной разработки Первой рудной зоны Тасеевского месторождения Система разработки Исходные данные и показатели расчета транспортнотранспортная бестранспортная Годовой объем горной массы Аг.м., тыс. м3 1,160 1,2Годовой объем руды, тыс. т 300 3Годовой объем вскрыши, тыс. м3 1035 11Объем ГКР Vг.к., тыс. м3 422,8 422,Стоимость 1 м3 ГКР Сг.к., долл. 2,26 1,Капитальные вложения на ГКР Кг.к., тыс. долл. 955,6 701,Амортизация ГКР Сг.к., тыс. долл. 58,4 42,Эксплуатационные расходы по основным произ536,2 431,водственным процессам Со.п., тыс. долл.

Приведенные затраты Зпр., тыс. долл.

853,5 749, Заключение В диссертации, являющейся законченной научно-исследовательской работой, изложены научно-обоснованные технические и технологические решения, заключающиеся в оценке влияния геокриологических и природных условий Забайкальского региона на параметры технологических процессов открытой разработки рудных месторождений. Они представлены разработкой экономико-математической модели ресурсосберегающей технологии открытых горных работ на основе критерия ЧДП, оценкой основных видов карьерного транспорта по объему энергетических затрат, обоснованием способа разупрочнения многолетнемерзлых рыхлых отложений и скальных горных пород на базе использования гидроразрыва, установлением геодинамических закономерностей перемещения и формирования кондиционных руд в зонах обрушения подземного рудника и др.

Все это вносит значительный вклад в повышение эффективности экономики Забайкальского региона и повышение обороноспособности страны.

В процессе исследований решены следующие задачи:

- оценены: минерально-сырьевая база, природно-климатические, горнотехнические, горно-геологические и геокриологические условия месторождений Забайкалья;

- дана критическая оценка проектных решений и фактического состояния технологии открытой разработки и обоснованы перспективы освоения минеральносырьевых ресурсов региона в новых экономических условиях;

- обоснован и выбран критерий оценки эффективности разработки рудных месторождений открытым способом;

- обоснована и разработана методика выбора оптимального вида карьерного транспорта в зависимости от глубины разработки месторождений;

- исследованы технологические процессы добычи рудного минерального сырья открытым способом и разработаны новые технико-технологические решения повышения их эффективности;

- исследованы процессы сдвижения горного массива при отработке месторождений подземным способом с открытым очистным пространством в условиях отсутствия закладки выработанного пространства;

- оценены запасы минерального сырья на верхних неотработанных горизонтах, подвергшихся геомеханическому сдвижению;

- разработана безопасная технологии повторной выемки запасов открытым способом после завершения подземных горных работ.

Основные научные и практические результаты выполненного исследования заключаются в следующем.

1. Разработана и реализована концепция формирования и развития открытой геотехнологии, наиболее полно соответствующей условиям горно-промышленного освоения рудных месторождений Забайкальского региона, включающая: анализ геокриологических и горно-технических условий; выбор базовой глубины, основанный на граничном коэффициенте вскрыши; расчет удельных затрат по основным технологическим процессам; автоматизированный экспресс-расчет финансовых потоков; формирование комплекса главных параметров карьера; технологии ведения буровзрывных работ, погрузки горнорудной массы и ее транспортировки; экономическую оценку календарных графиков; сравнение ЧДП и градиентов ЧДП; выбор оптимальных параметров по максимальным значениям ЧДП, ВНП и минимальному сроку окупаемости.

2. Обоснованы базовые доминирующие параметры, определяющие эффективность и адекватность проектов (годовая производительность, текущий коэффициент вскрыши; глубина карьера или соответствующая ей дальность транспортировки горной массы из карьера до приемного пункта).

3. При расчете ЧДП обоснована необходимость учета затрат на охрану окружающей среды, рекультивацию земель, оздоровление трудящихся и подготовку кадров, не входившие ранее в эксплуатационные затраты, что позволяет учесть все расходы на строительство и эксплуатацию карьеров и конкретизировать бюджетную и социальную эффективность предлагаемых вариантов отработки месторождения открытым способом 4. Усовершенствована методика выбора рациональных вариантов карьерного транспорта для конкретных горнотехнических условий, включающая решение следующих задач:

а) расчет затрат на базе учета расхода энергии в виде коэффициента полезного действия энергии;

б) расчет суммарных эксплуатационных затрат на добычу, транспортировку горной массы и строительства карьерной трассы для доставки горной массы на поверхность;

г) определение рентабельной области эффективного использования карьерного транспорта в зависимости от глубины разработки месторождения.

5. Предложена комбинированная схема организации технологического карьерного транспорта для отработки ряда крупных рудных месторождений Забайкалья глубокими карьерами: Озерного (полиметаллы), Бугдаинского (молибден, золото, свинец, цинк и др.), Быстринского и Лугоканского (медь, железо, золото, серебро), Чинейского (железо, ванадий и титан), Удоканского (медь).

6. Предложена технология улучшения качества дорожного полотна автомобильных и железных карьерных дорог использованием синтетических геотекстильных материалов, что позволит увеличить скорость движения автосамосвалов на 10... 12 %, повысить срок эксплуатации шин, снизить выбросы загрязняющих веществ на 13... 17 %, сократить объм балласта и подсыпки на железнодорожных путях в 2,0...2,5 раза и получить годовой экономический эффект в размере 24...28 тыс. pyб. на 1 км дороги.

7. Разработана технология разупрочнения массива скальных горных пород с применением гидроразрыва, позволяющая уменьшить удельный расход взрывчатых веществ и выбросы ядовитых газов и пыли, снизить затраты на бурение скважин и буровзрывные работы в целом.

8. Предложены новые технические решения по разупрочнению и оттаиванию мерзлых горных пород с применением синхронно-импульсного электро-гидроразрыва пород и разработаны рациональные способы оттаивания мерзлого массива на больших глубинах 9. На базе установленных геодинамических закономерностей перемещения и аккумулирования руды в зонах обрушений в пространстве и во времени при подземной отработке золоторудных месторождений доказана возможность, безопасность и экономическая эффективность повторной открытой разработки месторождений после завершения подземных очистных работ.

10. Обоснованы и разработаны безопасная технология и оптимальные технологические схемы и параметры повторной отработки месторождений на базе использования экскаватора-драглайна, позволяющие извлекать потерянные запасы руды из зоны обрушения подземного рудника.

11. Результаты выполненных исследований использованы при модернизации технологической схемы карьерного транспорта на разрезе «Харанорский»; при разработке проектов на отработку открытым способом Озерного полиметаллического, Бугдаинского золото-молибденового, Чинейского железо-титан-ванадиевого, Тасеевского золоторудного, Быстринского и Лугоканского золото-медных и других месторождений; а также при подготовке горных инженеров в ГОУ ВПО «Читинский государственный университет» и Забайкальском горном колледже им. М.И. Агошкова.

Суммарный учтенный экономический эффект от освоения результатов диссертационной работы составляет более 14 млн. руб. в год.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

Публикации в периодических изданиях, рекомендованных ВАК РФ для изложения результатов докторских диссертаций 1. Авдеев П.Б. Анализ процесса сдвижения горных пород на действующем руднике / Авдеев П.Б., Веселов Г.А., В.А. Козлов // Цветная металлургия, 1980. – № 21. – С. 62 – 67.

2. Авдеев П.Б. Использование метода физического моделирования для определения возможности повторной разработки месторождений // Известия ВУЗов. Геология и разведка, 1982. – № 1. – С. 121 – 126.

3. Авдеев П.Б. Исследование динамики изменения показателей извлечения полезных ископаемых из недр. – В кн.: Труды ИПКОН «Физико-технические проблемы добычи и обогащения полезных ископаемых». – М.: Недра, 1980. – С. 76 – 82.

4. Авдеев П.Б. Энерго- и ресурсосберегающие технологии разупрочнения скальных и мерзлых горных пород // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2003, № 11. – М: Изд-во МГГУ. – С.34 – 36.

5. Авдеев П.Б. Опыт освоения технологии кучного выщелачивания руд на горных предприятиях Забайкалья / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев и др. // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2004, №7. – М.: МГГУ. – С. 284 – 290.

6. Авдеев П.Б. Технико-экономические показатели подготовительных работ на дражных разработках / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Ю.В. Субботин // Комплексное освоение и экология россыпных и морских месторождений: Юбилейный межвуз.

науч. сб. – М.: изд. МГГРУ, 2004. – С. 86 – 90.

7. Авдеев П.Б. Ресурсосберегающая технология освоения месторождений КодароУдоканского рудного района. Оценка риска проектных решений / Г.В. Секисов, П.Б. Авдеев, В.С. Чечеткин и др. // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, №4. – М.: МГГУ. – С.342 – 345.

8. Авдеев П.Б. Перспективные технологии оттаивания мерзлых горных пород при разработке россыпей / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Ю.В. Субботин // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, № 6. – М: Изд-во МГГУ. – С. 1– 128.

9. Авдеев П.Б. Рациональное формирование рудного штабеля при кучном выщелачивании руд / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, И.А. Яшкин // Горный информационноаналитический бюллетень, 2005, № 11. – М: Изд-во МГГУ. – С. 252 – 255.

10. Авдеев П.Б. Оценка экономического ущерба компонентам природной среды на угольных разрезах Забайкалья // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, № 12. – М: Изд-во МГГУ. – С. 60 – 65.

11. Авдеев П.Б. Воздействие угольных разрезов Забайкалья на атмосферный воздух // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2005, № 12. – М: Изд-во МГГУ. – С. 66 – 71.

12. Авдеев П.Б. Воздействие угольных разрезов Забайкалья на водные ресурсы // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2006, № 1. – М: Изд-во МГГУ. – С. 13 – 17.

13. Авдеев П.Б. Технология горных и буровзрывных работ в сложных гидрогеологических и геокриологических условиях разреза «Восточный» / А.В. Рашкин, П.Б.

Авдеев и др. // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2006, № 5. – М: Изд-во МГГУ. – С. 375 – 379.

14. Авдеев П.Б. Управление теплофизическими и гидродинамическими процессами в рудном штабеле при кучном выщелачивании металлов / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Ю.Н. Резник // Горный информационно-аналитический бюллетень, 2006, № 8.

– М: Изд-во МГГУ. – С. 320 – 325.

15. Авдеев П.Б. Опыт ведения горных работ на карьере Жирекенского ГОКа / А.В.

Рашкин, П.Б. Авдеев // Забайкалье: сб. науч. тр. Отдельный выпуск ГИАБ, 2007. № ОВ4. – М.: изд-во «Мир горной книги». – С. 9 – 18.

16. Авдеев П.Б. Обоснование параметров устойчивых бортов карьера Жирекенского ГОКа / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Е.А. Федорова // Забайкалье: сб. науч. тр. Отдельный выпуск ГИАБ, 2007. № ОВ4. – М.: изд-во «Мир горной книги». – С. 1– 118.

17. Авдеев П.Б. Пути повышения эффективности разработки Харанорского буроугольного месторождения / П.Б. Авдеев, Ю.М. Овешников и др. // Горный информационно-аналитический бюллетень №4. Научный симпозиум, посвященный 90-летию со дня образования МГА-МГИ-МГГУ, «Неделя горняка – 2009», М., 2009. – С. 103 – 112.

18. Авдеев П.Б. Повторная разработка Тасеевского золоторудного месторождения / М.: ГИАБ, изд-во МГГУ, 2006. – С. 88 – 95.

19. Авдеев П.Б. Совершенствование экономико-математической модели выбора оптимальногно варианта открытой разработки месторождений // Вестник ЧитГУ, №2, 2010. – Чита: ЧитГУ. – С. 37 – 40.

20. Авдеев П.Б. Выбор оптимальной области применения определенного вида карьерного транспорта при отработке месторождений Забайкалья // Вестник ЧитГУ, №3, 2010. – Чита: ЧитГУ. – С. 51 – 55.

Изобретения и патенты 21. А.С. № 823579 (СССР). Способ повторной разработки крутопадающих рудных залежей / Соавт.: Ю.Д. Нечаев, В.А. Козлов, А.В. Рашкин, Ю.Н. Попов, Ю.Ф. Гузеев. – Опубл. в Б.И., 1981, № 15.

22. А.С. 1494589 (СССР). Способ гидравлического оттаивания горных пород/ Соавт:

А.В. Рашкин, С.Г. Позлутко, С.А. Рашкин. – заявл. 27.07.87., ДСП.

23. А.С.1839056 (СССР). Способ взрывной отбойки руд /Соавт.: А.В. Рашкин, С.А.

Рашкин, Н.Б. Команецкий, Г.Е. Ядрищенский, А.В. Пельменев. – заявл. 28.01.91, ДСП.

24. Патент РФ № 2146762. Основание для кучного выщелачивания руд, хвостов и концентратов / Соавт.: В.М. Герасимов, А.В. Рашкин, В.К. Ларин. – Опубл.

20.03.2000, Бюл. № 8.

25. Патент РФ № 2199105. Устройство для определения механических характеристик горных пород / Соавт.: В.А. Бабелло, Ю.М. Овешников, В.Ю. Галинов, П.В. Миронов. – Опубл. 20.02.2003, Бюл. № 5.

26. Патент РФ №2190726.Способ повышения устойчивости отвалов / Соавт.: В.А.

Бабелло, А.П.Островский, Ю.М. Овешников, В.Ю. Галинов. – Опубл. 10.10.2002, Бюл. № 28.

27. Патент РФ № 2283879. Способ кучного выщелачивания руд / Соавт.: А.В. Рашкин, Ю.Н. Резник, Л.В. Шумилова, И.А. Яшкин – Опубл. 20.09.2006, Бюл. № 26.

Монографии и учебные пособия 28. Авдеев П.Б. Тепловая и водная подготовка горных пород при разработке мерзлых россыпей / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Ю.В. Субботин. – М.: Издательство «Горная книга», 2004. – 352 с.

29. Авдеев П.Б. Подготовка мерзлых горных пород к разработке в суровых климатических условиях: Учеб. пособие (гриф УМО ВУЗов РФ по образованию в области горного дела) / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев и др. – Чита: ЧитГУ, 2002. – 79 с.

30. Авдеев П.Б. Подготовка мерзлых горных пород к разработке в суровых климатических условиях: Учеб. пособие (гриф ДВ РУМЦ (УМО) / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев и др. – Чита: ЧитГУ, 2001. – 78 с.

31. Авдеев П.Б. Процессы открытых горных работ: Учеб. пособие / П.Б. Авдеев, Ю.В.

Субботин, Ю.М. Овешников // Чита: ЧитГУ, 2009. – 130 с.

Материалы международных и всероссийских конференций, симпозиумов 32. Авдеев П.Б. Повышение эффективности разрушения трещиноватых пород карьера / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев // Сборник материалов Всесоюзной конференции «Комплексная механизация ведения БВР на горных предприятиях». – Красноярск, 1984. – С. 121 – 126.

33. Авдеев П.Б. Экологизация проектных решений / Овешников Ю.М., Авдеев П.Б. // Вестник Читинского политехнического института. Юбилейный выпуск. – М.:

МГГУ, 1995. – С.56 – 61.

34. Авдеев П.Б. Экологические аспекты открытой разработки месторождений Забайкалья / А.В. Рашкин, Ю.М. Овешников, П.Б. Авдеев и др. // Материалы II Всероссийской научно-практической конференции «Новое в экологии и безопасности жизнедеятельности». – С–Пб, 1997. – Т.1. – С. 256 – 257.

35. Авдеев П.Б. Повышение эффективности комплексного освоения Бугдаинского месторождения / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Н.В. Зыков. // / Доклады научнопрактического семинара «Добыча золота. Проблемы и перспективы». – Хабаровск, 1997. – С. 75 – 36. Avdeev P.B. Ecologo-Economical Effectieness of Hudraulic Blast and Hydro-Bursh Methods of Frozem Soil Trawing/ Сo-auth.: А.V. Rashkin, U.V. Subbotin // Geocryological Problems of Coustruction in Eastern Russia and Northeru China: Proce ediugs of Yuteruational Symposium, Chita, 23 - 25 September, 1998. - Yakutsk: SB RAS Publishers, 1998, Vol.2. - P. 115-122.

37. Авдеев П.Б. Об обеспечении экологической безопасности повторной разработки месторождений открытым способом// Сборник материалов II международной конференции «Забайкалье на пути к устойчивому развитию: экология, ресурсы, управление». – Чита, 2001. – С. 105 – 108.

38. Авдеев П.Б. Ресурсосберегающие технологии – основа экономической эффективности освоения крупных месторождений северного Забайкалья/А.В. Рашкин, П.Б.

Авдеев // Темпы и пропорции социально-экономических процессов в регионах Севера. – Тезисы докладов Международной научно-практической конференции.

– Т.2, –Апатиты: изд. Кольского научного центра РАН, 2003. – С. 43 – 45.

39. Авдеев П.Б. Производство буровзрывных работ в условиях разреза «Восточный»/ П.Б. Авдеев, В.А. Дорофеев, С.Ю. Селезнев // Вестник Читинского государственного университета: Вып. 36. Спец. вып., посвященный 30-летию Горного института. – Чита: ЧитГУ, 2004. – С. 52 – 56.

40. Авдеев П.Б. Новый этап освоения Удоканского месторождения / Н.В. Мерзликин, А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, С.С. Пешков // Вестник Читинского государственного университета: Вып. 35. Спец. вып., посвященный 30-летию Горного института. – Чита: ЧитГУ, 2004. – С. 25–30.

41. П.Б. Авдеев. Эколого-экономические проблемы освоения минеральных ресурсов Забайкалья / А.В. Рашкин, И.А. Яшкин // IV Международная научнопрактическая конференция «Лузинские чтения», 2007. – Апатиты: изд-во Кольского научного центра, 2007. – С. 70 – 71.

Другие работы, в которых отражены результаты диссертации 42. Авдеев П.Б. Взрывная отбойка руд // Энциклопедия Забайкалья. Читинская область. Т.2. – Новосибирск: изд. «Наука», 2003. – С. 190.

43. Авдеев П.Б. Обоснование предельной глубины разреза «Восточный» в современных экономических условиях / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, В.А. Дорофеев // Проблемы освоения минеральной базы Восточной Сибири: Сб. научн. тр., Четвертый вып. – Иркутск, 2004. – С. 60 – 63.

44. Авдеев П.Б. Повторная разработка месторождения // Энциклопедия Забайкалья.

Читинская область, Т.3. – Новосибирск: изд. «Наука», 2006. – С. 448 – 449.

45. Авдеев П.Б. Классификация способов управления процессами кучного выщелачивания руд / А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, И.А. Яшкин // Вестник МАНЭБ. Т. 11, №5. – 2006. Специальный выпуск. – С–Пб. – Чита. – С. 166 – 169.







© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.