WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!

ОБОСНОВАНИЕ КОНСТРУКЦИИ И ПАРАМЕТРОВ ПОДЗЕМНОЙ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ УРАЛА

Автореферат докторской диссертации

 

На правах рукописи

УДК 622.272

 

Соколов Игорь Владимирович

 

ОБОСНОВАНИЕ КОНСТРУКЦИИ И ПАРАМЕТРОВ ПОДЗЕМНОЙ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ УРАЛА

 

Специальность 25.00.22 - Геотехнология

(подземная, открытая и строительная)

 

Автореферат

диссертации на соискание учёной степени

доктора технических наук

 

 

 

Екатеринбург – 2012


Работа выполнена в Федеральном государственном бюджетном учреждении науки Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук

Официальные оппоненты:

доктор технических наук, профессор     Атрушкевич В.А.

доктор технических наук, профессор     Корнилков М.В.

доктор технических наук, профессор     Соловьев В.А.

Ведущая организация – Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова

Защита диссертации состоится "29" мая 2012 года в 10 часов на заседании диссертационного совета Д 004.010.01 в Институте горного дела УрО РАН по адресу: 620219, ГСП-936, г. Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке ИГД УрО РАН.

Автореферат разослан "-------" ------------------------------" 2012 г.

Ученый секретарь диссертационного совета,

доктор технических наук, профессор                            В.М. Аленичев


ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность. Исчерпание потенциала открытой геотехнологии при освоении рудных месторождений актуализирует переход к подземному способу разработки, при этом некоторый период времени разработка ведется комбинированным способом по взаимосвязанным технологическим схемам. Анализ опыта разработки 123 месторождений комбинированным способом показал, что 79 % осваивается по последовательной схеме и 21 % – параллельной. Причем на многих месторождениях, разрабатываемых по последовательной схеме, некоторый период открытые (ОГР) и подземные (ПГР) горные работы также совмещались. Так, на медноколчеданных месторождениях Урала этот период составил от 13 лет на Учалинском до одного года на Молодежном. На кимберлитовых месторождениях Якутии реализуется практически «чистая» последовательная схема.

Показатели подземной геотехнологии (вскрытия и очистной выемки) при комбинированной разработке рудного месторождения зависят не только от традиционных, но и специфических факторов, обусловленных наличием в непосредственной близости от подземных запасов выработанного пространства карьера. Установление характера и степени влияния, учет и актуализация положительных (использование карьера для целей вскрытия и очистной выемки) и нейтрализация негативных (активные аэродинамические и гидродинамические связи, повышенное горное давление) специфических факторов является необходимым условием обоснования подземной геотехнологии при комбинированной разработке рудного месторождения. Такое обоснование осуществляется в рамках научно-методических основ комбинированного способа разработки, созданных под руководством член-корр. РАН Д.Р. Каплунова. Вместе с тем, в настоящее время обоснование подземной геотехнологии осуществляется без должного учета специфики комбинированной разработки, поэтому требуется уточнение и дополнение соответствующей научно-методической базы.

Разнообразие условий и учет множества факторов определяет необходимость изыскания, конструирования и оценки большого количества вариантов подземной геотехнологии (вскрытия и очистной выемки). Так, обоснование подземной геотехнологии только с учетом различных способов изоляции подземных выработок от карьера предполагает несколько принципиально различных конструкций систем разработки. С учетом широкого варьирования геометрических параметров конструктивных элементов систем разработки, разнообразия комплексов геотехники число конкурирующих вариантов может достигать сотен. Способы и схемы вскрытия подземных запасов в условиях комбинированной разработки также весьма разнообразны. Разработка и применение методов компьютерного экономико-математического моделирования позволит более объективно решить задачу обоснования оптимальных конструкции и параметров подземной геотехнологии при комбинированной разработке.

Недостатком стратегии освоения месторождения по параллельнойсхеме является системная ошибка при определении границ перехода на ПГР, связанная с большим лагом (20-30 лет) между проектированием и достижением карьером предельного положения. Недостаток последовательной схемы заключается в том, что практически полная реализация потенциала открытой геотехнологии приводит к увеличению капитальных и эксплуатационных затрат на ПГР при освоении переходных зон и основных подземных запасов. Изыскание оптимальной стратегии их освоения, основанной на технологии восходящей выемки, позволит устранить недостатки обеих схем комбинированной разработки рудного месторождения.

Следовательно, обоснование эффективной и безопасной подземной геотехнологии на основе установления и использования присущих ей закономерностей, проявляющихся в специфических условиях, позволяющей использовать карьерное пространство при вскрытии и нейтрализовать влияние негативных факторов при очистной выемке переходных зон и обеспечивающей оптимальную стратегию освоения подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения, представляет собой весьма актуальную научную и практическую проблему.

Таким образом, целью работы является научно-методическое обоснование конструкции и параметров эффективной и безопасной подземной геотехнологии, обеспечивающей оптимальную стратегию освоения подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения.

Идея работы состоит в том, что эффективность и безопасность подземной геотехнологии при комбинированной разработке рудного месторождения достигается использованием карьерного пространства и оборудования при вскрытии и очистной выемке и изолированностью подземных очистных выработок путем создания изолирующих массивов в переходной зоне и восходящей выемки при освоении основных запасов.

Объектом исследования является подземная геотехнология (вскрытие и очистная выемка) при комбинированной разработке рудного месторождения, предметом – оптимальные конструкция и параметрыподземной геотехнологии.

Для достижения поставленной цели предполагается решить задачи:

- анализ и обобщение современной теории и опыта подземной геотехнологии при комбинированной разработке рудных месторождений;

- исследование специфических условий и факторов, обоснование принципов изыскания подземной геотехнологии при комбинированной разработке рудного месторождения;

- систематизация, конструирование, разработка методики расчета и экономико-математическое моделирование (ЭММ) вариантов и оптимизация параметров вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения на основе принципа использования карьерного пространства и оборудования;

- систематизация, конструирование, разработка методики расчета и ЭММ вариантов и оптимизация параметров подземной технологии отработки переходной зоны на основе принципа изолированности подземных очистных выработок от карьерного пространства и использования карьерного оборудования;

- исследование особенностей, конструирование, ЭММ и оценка эффективности восходящей выемки при обосновании стратегии разработки подземных запасов рудного месторождения;

- разработка и оценка технологических решений, внедрение которых повышает эффективность и безопасность подземной геотехнологии при комбинированной разработке месторождений.

В работе использовался комплексный метод исследований, включающий в себя анализ и обобщение теории и практики комбинированной разработки месторождений, теоретические и экспериментальные исследования с привлечением метода научной индукции, корреляционного и регрессионного анализа, оптимизационное ЭММ и промышленный эксперимент эффективных и безопасных вариантов вскрытия и подземной технологии.

  1. Научные положения, выносимые на защиту:

1. Технической характеристикой специфического свойства близости подземных блоков и карьерного пространства при комбинированной разработке является показатель их изолированности, определяющий долю запасов подземного блока, отрабатываемых путем формирования подземных (полностью изолированных) выработок.

2. Обоснование конструкции и параметров подземной технологииразработки переходной зоны рудного месторождения, выполненное на основе предложенной систематизации с учетом показателя изолированности и коэффициентов, описывающих влияние специфических факторов, существенноповышает объективность и точность ее оценки.

3. Использование карьерного бурового оборудования и формирование изолирующих рудных или искусственных монолитных массивов при этажно-камерной системе разработки с закладкой и массивов пород в разрыхленном состоянии при системах разработки с обрушением повышает эффективность и безопасность разработкипереходной зоны рудного месторождения.

4. Эффективность вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке медноколчеданного месторождения автомобильным уклоном по сравнению со вскрытием вертикальным стволом достигается использованием карьерного пространства и оборудования и определяется глубиной карьера.

5. Оптимальная стратегия освоения подземных запасов при комбинированной разработке медноколчеданного месторождения достигается поэтапным вскрытием автомобильным уклоном из карьера и нисходящей отработкой, а при вскрытии вертикальным стволом – восходящей отработкой.

Научная новизна состоит в:

- подтверждении гипотезы о том, что технической характеристикой свойства близости подземных запасов и карьерного пространства является показатель их изолированности kи = Vи /V, определяющий, какая часть подземного блока V отрабатывается путем формирования подземных (полностью изолированных) выработок Vи. Установлена на основании опыта отечественных рудников(n = 49) статистически значимая связь между изолированностью подземных очистных выработок и технико-экономическими показателями (ТЭП) отработки переходной зоны (ra = 0,59, ? = 0,05);

- систематизации способов отработки переходной зоны рудного месторождения, отличающейся тем, что в основу разделения на классы и группы положен признак изолированностиподземных очистных выработок от карьерного пространства. Количественными критериями служат показатель изоляции kи и коэффициенты, описывающиевлияние специфических факторов, учитываемых на определенных иерархических уровнях: активные аэродинамические связи (ААС) – при разделении на классы, карьерное буровое оборудование – на группы, повышенное горное давление – на варианты;

- установлении влияния изолированности и специфических факторовна увеличение участковой себестоимости разработки переходной зоны: рудника Удачный системой этажного обрушения под массивом разрыхленных пород на 33%; уральских медноколчеданных месторождений системами с закладкой под рудным целиком – 29 %;

- установлении на основе ЭММ зависимостей ТЭП отработки переходной зоны медноколчеданного месторождения от ширины камер основных запасов 10-17,5 м при различных способах изоляции. Эффективность этажно-камерной системы разработки с твердеющей закладкой достигается применением временного рудного изолирующего целика и карьерных буровых станков за счет снижения влияния ААС путем отбойки методом VCR и оптимизации высоты переходной зоны: прибыль на 3 и 37 % выше, чем у вариантов разработки под искусственным перекрытием, созданным на дне карьера, и горизонтальными слоями, соответственно;

- систематизации вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения, отличающейся тем, что в основу разделения на способы положен тип главных вскрывающих выработок, а на схемы – место их заложения (земная поверхность или карьер). Дополнительный признак – тип и место заложения вспомогательных вскрывающих выработок;

- установлении на основе ЭММ зависимостей суммарных капитальных и эксплуатационных затрат, связанных с вскрытием, от глубины карьера 140-440 м при комбинированной разработке медноколчеданного месторождения. Эффективность (в 1,1-1,4 раза) вскрытия автотранспортным уклоном из карьера достигается за счет оптимальной высоты этажа 60 м и меньших капитальных затрат на ГКР (в 1,4-1,8 раза) даже при больших эксплуатационных затратах на транспортирование руды (в 1,3 раза) по сравнению с вскрытием вертикальным стволом с поверхности;

- определении на основе ЭММ оптимальной стратегии освоения подземных запасов при комбинированной разработке медноколчеданного месторождения, заключающейся в поэтапном вскрытии автомобильным уклоном из карьера и нисходящей отработке по этажно-камерной системе с закладкой: ЧДД в 1,7 раза выше по сравнению с восходящей за счет более быстрого ввода рудника в эксплуатацию, рассрочки капвложений и низких капзатрат, а при вскрытии вертикальными стволами – применением восходящего порядка отработки за счет более низких капитальных и эксплуатационных затрат (в 1,1 раза).

Достоверность научных положений, выводов и результатов подтверждается хорошей сходимостью с результатами исследований других авторов и показателями, достигнутыми при проектировании и эксплуатации месторождений; надежностью и представительностью исходных данных; оценкой полученных закономерностей методами математической статистики; адекватностью моделей, принятых для экспериментов.

Практическая значимость заключается в:

- разработке методики расчета ТЭП, экономико-математической модели и компьютерной программы, позволяющих оптимизировать параметры вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке рудных месторождений по критерию суммарных капитальных и эксплуатационных затрат на вскрытие;

- создании методики расчета ТЭП, экономико-математической модели и компьютерной программы, позволяющих оптимизировать по критерию прибыли параметры отработки переходной зоны и определять по критерию ЧДД оптимальную стратегию освоения подземных запасов при комбинированной разработке рудных месторождений;

- конструировании вариантов вскрытия и очистной выемки подземных запасов при комбинированной разработке, внедрение которых значительно повышает безопасность и эффективность освоения рудных и нерудных месторождений Урала и Якутии.

Реализация рекомендаций: результаты исследований использованы при составлении технологических регламентов вскрытия и отработки Учалинского, Молодежного, Естюнинского, Кыштымского месторождений и трубки «Удачная»; при разработке: проекта опытно-промышленной отработки северного фланга Учалинского месторождения; корректировки горной части проекта отработки Джусинского месторождения; проекта доработки Молодежного месторождения подземным способом; проектов опытно-промышленной отработки этажа 346/366 м и технической реконструкции рудника в этаже 316/346 м Кыштымского месторождения; корректировки проекта совмещенной разработки Саткинского месторождения магнезитов; проектов вскрытия и отработки прибортовых и подкарьерных запасов трубки «Удачная»; при обосновании технико-экономических предложений по разработке Малышевского изумрудно-бериллиевого месторождения.

Апробация работы: содержание и отдельные положения диссертации докладывались и получили одобрение на координационно-методическом совещании институтов-соисполнителей по Плану НИРГКНТ (Губкин, 1989), Всесоюзном семинаре работников Госгортехнадзора СССР (Учалы, 1990), международной конференции «Проблемы геотехнологии и недроведения (Мельниковские чтения)» (Екатеринбург, 1998), Международном симпозиуме «Неделя горняка» (Москва, 2000-2012), международной научно-технической конференции «Комбинированная геотехнология» (Магнитогорск, 2001-2011; Учалы, 2005; Сибай, 2007; Екатеринбург, 2009), международной научно-практической конференции «Проблемы и пути эффективной отработки алмазоносных месторождений» (Мирный, 2011), ученых советах ИГД УрО РАН, научно-технических советах институтов «Унипромедь» и «Якутнипроалмаз», технических советах Учалинского, Кыштымского и Удачнинского ГОКов и АК «АЛРОСА» (1989–2012), научно-техническом совете горнорудного управления Ростехнадзора России (2009).

Работа выполнена при поддержке грантов «Геоинформационное, геомеханическое и геотехнологическое обеспечение освоения стратегически важных объектов минерально-сырьевого комплексов Сибири и Дальнего Востока» и «Разработка технологий проведения мониторинга деформационных процессов с использованием методов спутниковой геодезии» ФЦП «Научные и научно-педагогические кадры инновационной России».

Публикации: основные положения диссертации опубликованы в 43 работах, в том числе в 2 монографиях, 39 статьях и 2 авторских свидетельствах.

Структура и объём работы. Диссертация состоит из введения, 6 глав и заключения, изложенных на 317 страницах машинописного текста, содержит 94 рисунка, 51 таблицу, список литературы из 212 наименований и 4 приложения.

Автор сохраняет благодарную память о своем бессменном научном руководителе и консультанте д.т.н., проф. Ю.В. Волкове и выражает искреннюю признательность сотрудникам лаборатории подземной геотехнологии ИГД УрО РАН за полезные советы и практическую помощь в проведении исследований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Анализ и обобщение теории и практики комбинированной разработки месторождений. Развитию теории и методологии комбинированной разработки месторождений посвящены труды ряда отечественных ученых: М.И. Агошкова, К.Н. Трубецкого, Д.Р. Каплунова, П.Э. Зуркова, А.А. Вовка и Г.И. Чёрного, Б.П. Юматова, Д.М. Казикаева, В.В. Куликова, В.А. Щелканова, М.Г. Новожилова, Г.М. Малахова, М.Ф. Шнайдера и В.К. Вороненко, Т.М. Мухтарова, Ю.В. Волкова, В.Н. Калмыкова, М.В. Рыльниковой, Ю.В. Демидова, В.А. Атрушкевича, В.А. Юкова, О.В. Петровой, Н.А. Ивашова и др. В настоящее время разработаны научно-методологические основы комплексного проектирования разработки переходной зоны комбинированными технологиями. Теоретически обоснованы и практически подтверждены закономерности развития таких важнейших областей комбинированного способа разработки, как совместное вскрытие карьерного и шахтного полей, устойчивость рудного и породного прикарьерных массивов, геомеханические параметры конструктивных элементов системы разработки (барьерных целиков, МКЦ, потолочин и т.п.). Методологически решен вопрос определения геотехнологической стратегии освоения рудного месторождения комбинированным способом и границ перехода от ОГР к ПГР.

Разработка более 120 месторождений комбинированным способом ведется по двумпринципиальнымсхемам, отражающим общую стратегию освоения месторождения, характеризующуюся последовательностью ведения ОГР и ПГР во времени: параллельнаяразработка открытым и подземным способами; последовательная разработка с переходом от открытого к подземному.

Современная геотехнологическая стратегия освоения рудного месторождения комбинированным способом основана на последовательном и нисходящем порядке производства ОГР и ПГР с формированием открыто-подземного яруса (ОПЯ). При этом задача определения границ перехода на ПГР при параллельнойсхеме решается некорректно из-за системной погрешности, вызванной большим лагом (20-30 лет) между проектированием и достижением карьером предельного положения. Зачастую появляется техническая возможность и экономическая целесообразность дальнейшего развития ОГР на данном месторождении, но объект разработки уже утрачен, поскольку погашен ПГР (Гайское и Учалинское месторождения). При последовательной схеме, наоборот, практически полная реализация потенциала открытой геотехнологии приводит при переходе на ПГР к технологическим проблемам, связанным с освоением запасов переходной зоны, увеличению потерь, капитальных и эксплуатационных затрат (Сибайское, Молодежное месторождения, кимберлитовые месторождения Якутии).

Анализ опыта вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений показал, что большое разнообразие способов и схем (вариантов) вскрытия определено многообразием горно-геологических, горнотехнических и специфических (определяемых схемой ведения ОГР и ПГР) условий. При этом карьер используется в качестве вскрывающей выработки в 64 % случаев (при последовательной схеме в 50 %, параллельной – 14 %). Современные варианты вскрытия, основанные на использовании карьерных съездов и подземных автотранспортных уклонов для транспортирования руды самоходным оборудованием (СО), достаточно эффективны по сравнению с традиционным вскрытием вертикальными стволами с поверхности.

Анализ опыта отработки подземных запасов при комбинированной разработке показал, что выемка прикарьерных блоков в более чем половине случаев (55 %) производилась под защитой рудного разделительного целика независимо от класса применяемой системы разработки, наличие которого можно считать конструктивной особенностью системы разработки. В 16 % случаев с целью поддержания бортов карьера в устойчивом положении и облегчения процесса обрушения была проведена засыпка карьера пустыми породами. Применение карьерного бурового оборудования весьма ограничено (4 %). Технология с обрушением руды и вмещающих пород характеризуется значительным влиянием климатических условий; с открытым очистным пространством – высоким уровнем потерь руды в целиках. Очистная выемка при последовательной схеме характеризуется нарушением вентиляционного режима и повышенным горным давлением, а при параллельной– низким влиянием специфических факторов и мало чем отличается от отработки удаленных от карьера запасов. Как правило, подземные очистные выработки изолируются от карьера, хотя бы на некоторый период.

Обобщение теории и практики комбинированной разработки рудных месторождений показало, что существующая научно-методическая база требует дополнения и уточнения в части конструирования и оптимизации подземной геотехнологии, основанной на использовании специфических особенностей комбинированной разработки – карьерного пространства и оборудования и учета влияния специфических факторов на ТЭП как вскрытия, так и технологии очистной выемки. Это предполагает разработку адекватных экономико-математических моделей с применением ПЭВМ, позволяющих оценить большое количество конкурирующих вариантов с целью определения оптимального. Изыскание оптимальной стратегии освоения подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения, основанной на технологии восходящей выемки, позволит устранить недостатки последовательной и параллельной схем.

  1.  

Условия, факторы и принципы изыскания подземной геотехнологии в специфических условиях комбинированной разработки рудного месторождения. С позиций системного подхода объект исследования определен как горнотехническая система подземная геотехнология при комбинированной разработке рудного месторождения, состоящая из подсистем вскрытие и очистная выемка, объединенных целью безопасного и эффективного освоения подземных запасов. Подготовкаявляется подсистемой более низкого иерархического уровня, поскольку обусловлена параметрами вскрытия(высотой этажа) при разделении запасов по вертикали и очистной выемки (шириной блока) при разделении по горизонтали (рис. 1). Основным специфическим условием, идентифицирующим объект, является карьерное пространство, а свойством – его близость. Под карьерным пространством понимается открытое выработанное пространство, формируемое (характерно для параллельной схемы) или уже сформированное ОГР (карьер находится в предельном положении при последовательной схеме), а также заполненное породами в разрыхленном состоянии (вскрышными и т.п.).

Рисунок 1 – Горнотехническая система подземная геотехнология при комбинированной разработке рудного месторождения

Анализ опыта комбинированной разработки показал, что негативные специфические факторы (повышенное горное давление в прикарьерной части месторождения, ААС и гидравлические связи между подземными выработками и карьерным пространством) являются актуализированнымииобусловлены лишь наличием карьера вблизи объекта вне зависимости от иных условий. Положительные(связанные с использованием карьерного пространства для целей вскрытия и очистной выемки) – лишь потенциальными. Обоснование подземной геотехнологии необходимо производить, управляя ими: снижая до приемлемого уровня негативные и актуализируя положительные.

Существенным с точки зрения обоснования подземной геотехнологии отработки основных запасов является следующее положение. Не столь важно, каким способом отработаны запасы переходной зоны – ОГР, ОПЯ с применением комбинированной геотехнологии или ПГР. Главным является тип сформированной при этом очистной выработки (открытая или подземная), способ ее изолирования от карьерного пространства и способ ее погашения. Данное положение исчерпывающе показывает горнотехнические условия, в которых будет осуществляться подземная отработка нижележащих основных запасов – будет ли их выемка вновь сопряжена с действием негативных специфических факторов или их действие будет нейтрализовано. Именно поэтому переход от ОГР к ПГР на рудном месторождении нельзя считать завершенным практически, пока не будет снижено до приемлемого уровня действие негативных факторов, а теоретически(по определению подземного способа разработки)– пока подземные очистные выработки не приобретут устойчивый замкнутый контур, т.е. не будут изолированы от карьера. Определена переходная зона при комбинированной разработке как часть месторождения по высоте (при совмещении ОГР и ПГР в вертикальной плоскости) или по простиранию (при совмещении ОГР и ПГР в горизонтальной плоскости), освоение (отработка и погашение) которой обеспечивает приемлемый уровень изолированности основных подземных запасов (подземных очистных выработок) от карьерного пространства.

Предположено, что технической характеристикой свойства близости (удаленности) подземных выработок и карьерного пространства является их изолированность,учитывающая как расстояние между ними, так и изоляционные свойства разделительного массива. Изменение изолированности приводит к изменению уровня воздействия специфических факторов и вызывает соответствующее изменение объекта, которое можно наблюдать по изменению его ТЭП. Качественно изолированность можно охарактеризовать степенью: высокой, средней и низкой. Низкая степень соответствует случаю полного объединения выработанных пространств карьера и подземного блока, высокая – когда все выработанное и погашенное пространство подземного блока остаётся подземным, средняя – при заполнении выработанного пространства подземного блока обрушенными породами. Выдвинутое предположение подтверждено методом корреляционного анализа. При формировании выборки из 123 случаев исключены проектные данные (10 случаев), а также малодостоверные данные зарубежного опыта (64 случая). Для образованной выборки n = 49 достоверного опыта отечественных рудников определялось влияние степени изолированности подземных блоков от карьерного пространства на ухудшение ТЭП. При этом за нулевую гипотезу принято предположение о том, что изолированность низкой и средней степени отрицательно влияет на ТЭП. Исходные данные двух признаков: степень изолированности и ухудшение ТЭП, представлены в виде таблицы сопряженности признаков (табл. 1), где содержатся частоты a, b, c и d, соответствующие наличию (+) или отсутствию (–) каждого из признаков

  • Таблица 1 – Сопряжённость признаков для выборки n = 49
  • Ухудшение ТЭП
  • Низкая и средняя степень изолированности
  • Сумма
  • (+)
  • (–)
  • (+)
  • a = 19
  • b = 4
  • a + b = 23
  • (–)
  • c = 4
  • d = 19
  • c + d = 26
  • Сумма
  • a + c = 23
  • b + d = 26
  • n = 49
  •  
  • Связь между качественными признаками определена с помощью тетрахорического коэффициента сопряжённости Пирсона rа=0,59, а проверка нулевой гипотезы – ?-критерия Пирсона. Сравнение вычисленного значения    c2=49?0,592=17,05 с критическим ?2? на уровне значимости ?=0,05 (?20,05=3,84) показываетна наличие статистически значимой связи между признаками. Гипотезу о том, что изолированность низкой и средней степени отрицательно влияет на ТЭП отработки подземных блоков, следует считать верной. Также можно считать, что технической характеристикой близости подземных выработок и карьерного пространства является их изолированность.
  • Количественно изолированность можно оценить показателем kи = Vи /V, определяющим, какая часть подземного блока V отрабатывается путем формирования подземных (полностью изолированных) выработок Vи, изменяемым от 0 до 1. Низкую степень характеризует kи=0,05?0,15, что численно равно удельному объему нарезных выработок qнар (доли ед.), поскольку только они проходятся с полной изоляцией; высокая – kи » 1. Для высокой и низкой степени

kи = [(H- HП)/H](1 -qнар) + qнар,                                                              (1)

где HП, H – высота переходной зоны и подземного блока, соответственно, м.

  • В первом приближении среднюю степень изолированности предложено оценить величиной коэффициента разрыхления обрушенной породы kр. Допускается, что чем больше kр, тем больше ААС связей имеется с карьерным пространством, следовательно, тем ниже уровень изолированности подземных выработок. Поэтому с учетом qнар для средней степени изолированности

kи = qнар + (1/kр).                                                                                                                                                     (2)

Расчеты показывают, что в случае изолированности подземных выработок массивом разрыхленных пород kи может изменяться от 0,55 (при kр=2 и qнар=0,05) до 0,98 (при kр=1,2 и qнар=0,15).

Известно несколько рациональных способов изоляции: рудным или породным монолитным массивом; искусственным монолитным массивом; массивом пород в разрыхленном состоянии; специальными инженерными сооружениями. Возможна отработка и без изоляции. Степень изолированности изменяется и от применяемого при отработке переходной зоны класса систем разработки. Например, применение монолитных массивов при системах с открытым очистным пространством практически обеспечивает kи ? 1,0, при системах с обрушением kи=0,55?0,98, при системах с закладкой kи может изменяться от 0,52 (при HП=0,5H и qнар=0,05) до 0,92 (при HП=0,1H и qнар=0,15) (табл. 2). При отработке без изоляции, выпускаемые запасы представлены массивом отбитой руды, поэтому kи можно принять больше, чем qнар.

Таблица 2 – Зависимость kи от способа изоляции и класса систем разработки

Класс систем разработки

Способ изоляции

монолитным массивом руд или пород

специальными инженерными сооружениями

массивом пород в разрыхленном состоянии

без изоляции

С открытым очистным пространством

~1,0

~1,0

0,55 - 0,98

0,05 - 0,55

С обрушением руды и пород

0,55 - 0,98

0,55-0,98

0,55 - 0,98

0,05 - 0,55

С закладкой выработанного пространства

0,52 - 0,92

~1,0

0,52 - 0,92

0,05 - 0,52

  •  

При оценке вариантов подземной технологии на стадии обоснования или проектирования, установив величину kи и изменение эксплуатационных затрат при отработке подземных блоков под воздействием специфических факторов ?С, можно выбрать оптимальный вариант в зависимости от извлекаемой ценности Цизв и эксплуатационных затрат на добычу без воздействия специфических факторов С по целевой функции прибыли Пр

Пр = [Цизв – (kи С + (1 - kи)(С + ?С)] V ®max, руб.                                (3)

Негативный фактор ААСнаиболее полно проявляется при изоляции блоков массивом разрыхленных пород (отработка без изоляции является частным случаем). На основе данных, полученных В.А. Щелкановым, М.Ф. Шнайдером и В.К. Вороненко, установлено, что увеличение участковой себестоимости отработки переходной зоны и себестоимости рудничной вентиляции для климатических условий Урала можно оценить соответствующими коэффициентами в зависимости от толщины изолирующего массива пород Нпор – К=1,24?2,4, К=1,09?1,5 при нагнетательно-всасывающем способе проветривания (НВ) и К=1,17?2,0 при всасывающем способе (В) (рис. 2,а). Установлено, что положительный факторприменения буровых станков ОГРреализуется при изолировании рудным монолитным массивом или без изолирования. При этом снижение удельных эксплуатационных затрат на отбойку, подготовительно-нарезные работы и по подземному участку можно оценить соответствующими коэффициентами К, К иК в зависимости от использования бурового станка по площади ? и по высоте ? подземного блока. Для условий Учалинского рудника при ? = 0,775 данные зависимости представлены на рис. 2,б.

а                                                                                б

  •    
  • Рисунок 2 – Зависимости К и К от Нпор (а) и К, К, К и К от ? (б)
  •  
  • При разработке переходной зоны в условиях рудника «Удачный» системами с обрушением под массивом пород Нпор=45м при kр=1,3,                  qнар=16 м3/1000т, kи=0,81, К=1,7, увеличение участковой себестоимости составит 33 %. При разработке переходной зоны уральских медноколчеданных месторождений системами с закладкой под временным рудным целиком толщиной 20 м с последующим его обрушением при qнар=40 м3/1000 т, kи=0,79 и К=2,4 увеличение участковой себестоимости 29 %.
  • Таким образом, соблюдение принципа изолированностиподземных очистных выработок от карьерного пространства и учетвлияния специфических факторовпри обоснованиитехнологииразработки переходной зоны рудного месторождения существенноповышает объективность и точность ее оценки. При этом конструкция и параметры очистной выемки являются предметом оптимизации.

Систематизация, моделирование и оптимизация вариантов подземной технологии отработки переходной зоны. Анализ существующих классификаций отработки переходной зоны показал, что в них должным образом не учитываются специфические факторы, нет их количественной оценки. Поэтому основанием для разделения способов подземной разработки переходной зоны рудного месторождения на классы и группы положен признак изолированности подземных очистных выработок от карьерного пространства, характеризуемый степенью и способом (табл. 3). Количественными критериями служат показатель изоляции kи и коэффициенты, описывающиевлияние специфических факторов, учитываемых на определенных иерархических уровнях: ААС – при разделении на классы, карьерное буровое оборудование – на группы, повышенное горное давление – на варианты. Привнесение количественных признаков развивает классификацию комбинированных способов разработки проф. Ю.В. Волкова, наполняя ее конкретным содержанием.

Таблица 3 - Систематизация способов подземной разработки переходной зоны

Класс

Группа

i

Вариант

j

Степень изоляции подземных выработок

Способ изоляции подземных выработок

Система разработки

I. Высокая

kи ? 1,0

K?1,0    К?1,0

1. Рудным монолитным массивом

К < 1    К < 1

1.  С открытым очистным пространством

2.  С закладкой выработанного пространства

3.  С обрушением руды и вмещающих пород

2. Искусственным монолитным массивом

К =1    К = 1

3. Специальными инженерными сооружениями

К = 1      К = 1

II. Средняя

kи  = 0,52 - 0,98

K= 1,24-1,5  К = 1,09-1,25

4.  Массивом пород в разрыхленном состоянии

К = 1      К = 1

III. Низкая

kи  = 0,05-0,52

K= 1,5-2,4   К = 1,25-2,0

5. Нет

К < 1      К < 1

Анализ систематизации подтверждает вывод, что изолирование производится для выемки основных запасов, а мероприятия, направленные на ее обеспечение, реализуются в переходной зоне. Следовательно, при последовательной схеме изменение высоты переходной зоны HП происходит только за счет высоты основных НО подземных запасов месторождения (участка, блока) HП=Н–НО.

Для технико-экономической оценки вариантов подземной разработки переходной зоны разработаны методика и компьютерная программа определения извлекаемой ценности, эксплуатационных затрат и прибыли, основанные на учете специфических факторов по установленным коэффициентам изменения себестоимости и изоляции. Целевая функция (3) для j-го варианта технологии и i-го способа изоляции приобретает развернутый вид

Прj=SБ?p{(0,01kkiZici)(HПj?Пдj?Поi+HОj?Одj?Ооi) – [HОjСj+

+ HПj[K(Кcпнр+Кcотб+cвып+cзак)+Kcвент+Сj*]+cизj]}®max,  (4)

где SБ – горизонтальная площадь блока (м2) является const при постоянной мощности рудного тела m и ширине блока BО; ?p – плотность руды, т/м3;k – курс рубля к ам. доллару, руб./долл.; n – количество извлекаемых металлов (1-медь и 2-цинк); ki – доля цены i-го металла на LME, выплачиваемой ГОКу металлургической компанией потребителем концентрата; Zi – цена i-го металла на LME, долл./т; сi – содержание i-го металла в погашаемых балансовых запасах, %; ПП, ПО, РП, РО – потери и разубоживание при отработке, соответственно, переходной зоны и основных запасов, доли ед.; ?Пдj, ?Одj– коэффициенты качественного извлечения руды при отработке соответственно переходной зоны и основных запасов, доли ед; ?Поi,?Ооi – извлечение i-го металла в концентрат при обогащении, доли ед; cпнр,cотб, cвып, cзак, cвент – удельные эксплуатационные затраты на процессы, подверженные влиянию специфических факторов – ПНР, отбойку, выпуск и доставку, закладку, вентиляцию, руб./т; Сj* – суммарные удельные эксплуатационные затраты на процессы, не подверженные влиянию специфических факторов, руб./т; cизj – удельные эксплуатационные затраты на создание изолирующего массива (перекрытия или массива разрыхленных пород) вне подземных запасов, руб./т.

Адекватность экономико-математической модели, представленной 18 зависимостями ТЭП от 90 факторов, установлена сопоставлением моделируемого показателя производительности труда по этажно-камерной системе разработки с твердеющей закладкой с объектом моделирования. Разница в 6,5% (по данным Гайского подземного рудника) показывает адекватность модели. Ее использование позволяет установить зависимости ТЭП от специфических и традиционных факторов, на основе совместной оптимизации параметров отработки переходной зоны и основных запасов выбрать оптимальные и оценить в целом состояние подсистемы очистная выемкаподземных запасов при комбинированной разработке.

Исследовано влияние экономических факторов, не зависящих от технологии ведения горных работ, на примере отработки Учалинского месторождения этажно-камерной системой с закладкой в соответствии с (3) – это Z, ki»0,5, k и c. Данные факторы учитываются в Цизв наряду c П, Р и ?о, оптимизация которых повышает эффективность работы подземных рудников (особенно в кризисных условиях) за счет неинвестиционного характера (в отличие от приобретения новой техники, модернизации технологии добычи и т.п.). Рассмотрена мультипликативная модель вида Цизв=0,5zcП?оk. На основании метода детерминированного факторного анализа (ДФА) получено уравнение регрессии в аддитивной форме с коэффициентами, равными относительным изменениям извлекаемой ценности при изменении факторов.

Цизв = 0,179Z + 9187c+ 3,54k + 107,6? + 53,7П.                                             (5)

Для установления влияния наиболее значимых факторов Z, cи kна Пр проведено ЭММ. Установлено, что критическими для применения данной технологии являются: цена на медь на LME в диапазоне 3100-3200 $/т и курс ам. доллара в диапазоне 23-23,5 руб./$; ниже данных значений освоение уральских медноколчеданных месторождений становится убыточным (рис. 3,а). Минимальное содержание меди равно от 1,4 до 2,3 % при содержании цинка от 5,0 до 1,0 % (рис. 3,б).

а                                                                     б

 

Рисунок 3 – Зависимость прибыли от Z  и k (а) и содержания меди и цинка (б)

Обоснование параметров и конструкции изолирующих массивов проведено по известным методикам. Для условий рудника «Удачный» определена толщина изолирующего массива разрыхленных пород (предохранительной подушки) по условиям: обеспечения безопасности ПГР от обрушающихся пород уступов карьера в зависимости от высоты падения      Нпад=145?270 м; образовавшийся при этом ударной воздушной волны (УВВ); предотвращения естественных тяг через породную подушку в результате ААС при средней температуре холодного периода –22°С и обеспечения удовлетворительного выхода негабарита ?7 % при среднем диаметре куска подушки dср=0,25м и подаче необходимого количество воздуха на горизонт     Qв=418 м3/с (табл. 4). Установлено, что затраты на создание подушки не более 6-15 %, существенно большее влияние оказывают затраты на добычу и переработку разубоживающих пород и недополучение извлекаемой ценности. АК «АЛРОСА» рекомендовано образование рудной подушки из взорванных и невыпускаемых рудных запасов этажа -320/-365м. Для Учалинского рудника толщина подушки рассчитана исходя из условий: Нпад = (380–324)+60=116 м; формирования массива из отвальной породы при dср=0,45 м иQв=150 м3/с.

Таблица 4 – Толщина предохранительной подушки (м) на рудниках

Факторы, определяющие толщину подушки

Учалинский

«Удачный», горизонты

гор. 380 м

-365 м

-465 м

-565 м

-665 м

Действие удара обрушившихся пород

15

17

23

26

28

Действие УВВ

30

25

40

55

70

Действие ААС

40

30

45

50

55

Принятая толщина подушки

40

30

45

55

55

Для условий разработки переходной зоны Учалинского медно-цинкового месторождения установлена толщина изолирующего целика: рудного 7,7-19,6 м и искусственного 4,3-30,5 м в зависимости от ширины камер BО=10?17,5 м и прочности искусственного массива изолирующего целика 3-7 МПа, соответственно. Эти параметры явились предметом оптимизации.

На этапе предварительного отбора экспертным путем были исключены из рассмотрения варианты технологии с открытым очистным пространством (j=1), применение которых обуславливает оставление в недрах неизвлекаемых запасов руды в целиках (барьерных, потолочных и МКЦ), что априори недопустимо для месторождений руд цветных металлов, являющихся ценными (сСu=1,8 %, сZn=4,2 %). Для ЭММ приняты следующие исходные данные: глубина карьера Нк = 324 м; мощность рудного тела 60 м (средняя по месторождению); H=80 м. Использование СО: на бурении станка типа Solo1008 и карьерного СБШ-190/250-62 (?=0,7), на выпуске и доставке ПДМ ТОРО-007. Способ проветривания – всасывающе-нагнетательный. Камеры располагаются вкрест простирания рудного тела. Стоимостные показатели приняты по данным Учалинского ГОКа в ценах 1998 г. В соответствии с предложенной систематизацией были сконструированы альтернативные варианты технологии:

- I.1.2.а этажно-камерная система разработки с закладкой под рудным целиком и последующей его отработкой подэтажным обрушением;

- I.1.2.б этажно-камерная система разработки с закладкой под рудным целиком и его последующим обрушением (рис. 4,а);

- I.2.2 этажно-камерная система разработки под искусственным целиком, созданным горизонтальными слоями с закладкой, – проектный (базовый);

- I.3.2 этажно-камерная система разработки под искусственным целиком-потолочиной, сформированным на дне карьера (рис. 4,б);

- II.4.3 система этажного принудительного обрушения на компенсационные камеры под массивом разрыхленных пород (рис. 5,а);

- III.5.2 этажно-камерная система разработки без изоляции с применением на бурении карьерных буровых станков.

а                                                                                   б

         

Рисунок 4 – Варианты систем разработки под рудным целиком и последующим его обрушением (а) и искусственным целиком на дне карьера (б)

Для каждого технически возможного значения Bоij = 10; 12,5; 15 и 17,5 м существуют строго определенные значения Hоij и Hпij. Применяя соответствующие kи, КААСij и Ккарij для каждого разработанного варианта технологии можно выбрать оптимальный по максимуму Прij; соответствующие ему параметры HП и HО также оптимальны. В результате ЭММ установлено:

- при Bо=10?12,5 м оптимальна этажно-камерная система разработки с твердеющей закладкой под искусственным перекрытием, созданным на дне карьера (I.3.2) при его толщине Hпер32=6,7 м и прочности материала перекрытия [?персж]=7 МПа;

- при Bо=15?17,5 м оптимальна этажно-камерная система разработки с твердеющей закладкой под рудным изолирующим целиком и последующим его обрушением на отработанную камеру (I.1.2.б) при его толщине (высоте переходной зоны Hп12) 14,9 и 19,6 м, соответственно;

- даже эти наиболее эффективные варианты имеют худшие ТЭП по сравнению с отработкой запасов без влияния специфических факторов. При этом коэффициент изменения рудничной себестоимости Круд, определенный как количественная мера затрат, которые дополнительно, по сравнению с чисто подземной разработкой, необходимо произвести при выемке переходной зоны, равен 1,024-1,056. Эффект от применения карьерного бурового оборудования не перекрывает ухудшение ТЭП от влияния ААС.

В свете этого создан новый вариант этажно-камерной системы разработки с отбойкой методом VCR под рудным целиком и последующим его обрушением (а.с. №1767178), позволяющий в наибольшей степени использовать карьерные буровые станки и снизить влияние ААС (рис. 5,б). Данный вариант (I.1.2.в) эффективен во всем диапазоне геомеханически допустимых значений Bо: Пр на 24 % выше, чем при использовании базового варианта. При этом Круд=0,88?0,93.

а                                                                                               б

           

Рисунок 5 – Варианты систем разработки под массивом разрыхленных пород, сформированным на дне карьера, (а) и под рудным целиком с использованием карьерных буровых станков и отбойкой методом VCR(б)

С целью определения эффективной технологии отработки переходной зоны уральского медноколчеданного месторождения (на примере Учалинского) в современных условиях была актуализирована экономико-математическая модель, разработанная ранее под рук. Ю.В. Волкова. Для этого написана компьютерная программа в приложении Ехсеl пакета программ Microsoft Office и проведено ЭММ в ценах 2008 г. (табл. 4).

Таблица 4 – ТЭП по вариантам технологии отработки переходной зоны

Результаты ЭММ показали, что эффективность варианта I.1.2в подтверждена во всём диапазоне геомеханически допустимых значений Во=10?17,5 м. Пр1.2в на 2-3 % выше наиболее конкурентоспособных вариантов I.3.2 и II.4.3 и на 27-37 % наименее эффективного – I.2.2 (рис. 6,а). Положительный эффект от применения карьерных буровых станков лишь нейтрализует отрицательное действие ААС: Круд=0,99?1,03. В современных условиях это можно объяснить увеличением доли затрат на процессы, подверженные действию ААС. Вариант этажного принудительного обрушения с отбойкой на компенсационные камеры под массивом разрыхленных пород II.4.3 имеет наименьшую себестоимость 1209-1260 руб./т (рис. 6,б). Повышение эффективности технологии с обрушением можно объяснить увеличением доли эксплуатационных затрат на закладочные работы в 2008 г. по сравнению с 1998 г. Можно прогнозировать повышение конкурентоспособности технологий с обрушением, поскольку повышение извлекаемой ценности за счет лучших показателей извлечения не перекроет рост эксплуатационных затрат при системах с закладкой. Отработка трубки «Удачная» с обрушением подтверждает данный вывод.

а                                                                                б

   

Рисунок 6 – Прибыль (а) и себестоимость (б) по вариантам технологии отработки переходной зоны

Использование разработанной систематизации и экономико-математической модели позволяет объективно оценить состояние подсистемы очистная выемка при комбинированной разработке рудного месторождения.

Систематизация, моделирование и оптимизация вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке. Определена подсистемавскрытие подземных запасов при комбинированной разработкекак совокупность взаимосвязанных конструктивных, технологических и функциональныхэлементов, действующих в условиях карьерного пространства с целью обеспечения безопасного и эффективного доступа к подземным запасам месторождения. Установлено, что специфическими факторами при вскрытии являются: схемы комбинированной разработки (последовательная и параллельная); место заложения вскрывающей выработки (карьер или поверхность); глубина карьера Hк и распространения запасов под дном карьераH; возможность использования транспортной системы карьера при эксплуатации подземных запасов; состояние бортов карьера.

На основании анализа существующих классификаций, обобщения теории и опыта комбинированной разработки рудных месторождений разработана систематизация способов и схем вскрытия подземных запасов, позволяющая на стадии обоснования в зависимости от традиционных и специфических факторов изыскать и конструировать рациональные варианты (табл. 5). В основу разделения на способы положен тип главных вскрывающих выработок, учитывающий специфические факторы – глубину распространения запасов под дном карьера, схему комбинированной разработки. На схемы – признак, характеризующий специфический фактор использования карьера, определяющий преимущества вскрытия в условиях комбинированной разработки – место заложения главных вскрывающих выработок: земная поверхность или карьер. Дополнительный признак – тип и место заложения вспомогательных вскрывающих выработок.

Таблица 5 – Систематизация вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений

Способ вскрытия

Схема вскрытия

Главная выработка

Вспомогательная выработка

Тип

Место заложения

Тип

Место заложения

I. Вертикальный ствол

II. Наклонный ствол

III. Штольня, автотранспортный уклон

IV. Комбинированный способ (сочетание различных по типу выработок)

А. Земная поверхность

Б. Карьер

1. Вертикальный ствол (восстающий)

2. Наклонный ствол (восстающий)

3. Штольня, наклонный съезд

4. Сочетание различных по типу выработок

а. Земная поверхность

б. Карьер

Разработана экономико-математическая модель вариантов вскрытия, состоящая из методики расчета ТЭП, блок-схемы и компьютерной программы, созданнойв приложении Ехсеl пакета программ Microsoft Office. Методика основана на учете специфических факторов и позволяет по критерию min суммарных Zв капитальных затрат на ГКР (Kв) и эксплуатационных затрат на транспортирование (Звшт) и подъем руды (Зпод), а также поддержание выработок (Зподд) определить оптимальный вариант. В первом приближении достаточно провести анализ и сравнение вариантов без процедуры дисконтирования. Модель воспроизводит необходимые параметры всех элементов вскрытия: конструктивного – количество, площадь, длина и угол наклона выработок, технологического – скорость и стоимость их проведения и функционального – производительность транспортной системы рудника.

 ® min.                                                                 (6)

Адекватность ЭММ, состоящей из 21 зависимости эксплуатационных и капитальных затрат от 135 факторов, установлена на основе хорошей сходимости результатов моделирования и проектных (по ТЭО доработки Молодежного месторождения). Расхождение по показателю объема ГКР по вариантам вскрытия составляет не более 13 % (абс.) и 4,4 % (отн.).

Для последовательной схемы комбинированной разработки (предельная глубина карьера Hк=260 м) глубокозалегающего (H=500 м) крутопадающего (50°) мощного (40 м) и протяженного (600 м) медноколчеданного месторождения, осваиваемого по системам с закладкой выработанного пространства рудником c производственной мощностью 400 тыс. т/год, в соответствии с систематизацией сконструировано три варианта вскрытия.

1. Двумя вертикальными центрально-расположенными стволами с поверхности – главным скиповым и вентиляционно-вспомогательным S=27,3 м2, этажными квершлагами S=14,1 м2 и одним концентрационным горизонтом S=9,6 м2 с оборудованием у ствола ДДК (рис. 7). ВШТ электровозный в вагонетках 4 м3.

          

Рисунок 7 – Вариант вскрытия двумя вертикальными стволами

2. Наклонным конвейерным S=10,7 м2 (угол наклона 18°) и вертикальным вентиляционно-вспомогательным S=27,3 м2 стволами с поверхности и этажными квершлагами S=16,6 м2 с оборудованием у ствола этажных дробильно-загрузочных комплексов (рис. 8). ВШТ автосамосвалами ТОРО-50.

 

Рисунок 8 – Вариант вскрытия наклонным и вертикальным стволами

3. Автотранспортным из карьера и вспомогательным уклонами S=18,3 м2 с поверхности (угол наклона 8°) и заездами на этажи (рис. 9). ВШТ по автоуклону до перегрузочного пункта в карьере автосамосвалами ТОРО-50.

               

Рисунок 9 – Вариант вскрытия авто- и вспомогательным уклонами

Во всех вариантах доставка руды по выработкам эксплуатационных горизонтов S=16,6 м2 ПДМ типа ТОРО-007, спуск СО – по вспомогательному стволу или уклону, между горизонтами – по участковым наклонным съездам. При вскрытии автоуклоном подъем руды на поверхность – по карьерным съездам автосамосвалами типа БелАЗ-7540. Перегрузочный пункт оборудуется на нижнем уступе карьера, применяется экскаватор типа ЭКГ-4. Глубина заложения автоуклона принята на 3-м уступе выше дна карьера. Угол сдвижения пород лежачего бока b=65°. Стоимостные показатели приняты по проекту Молодежного месторождения с переводом в 2008 г. (табл. 6).

Таблица 6 – Удельные капитальные и эксплуатационные затраты на вскрытие

Проведенное ЭММ позволило установить эффективность вскрытия авто- и вспомогательным уклонами во всем диапазоне изменения высоты этажа(Hэ)   20 – 120 м. Суммарные капитальные затраты на ГКР меньше, соответственно, в 2,7-1,7 раза по сравнению со вскрытием вертикальными стволами за счет меньших удельных капитальных затрат на проведение слабонаклонных выработок и ликвидации квершлагов и практически не зависят от высоты этажа (разница 5,7 %) (рис. 10,б). По суммарному объему ГКР при высоте этажа менее 60 м рационально вскрытие автоуклонами, а более – наклонным стволом (рис. 10,а). По обоим показателям определена оптимальная высота этажа 60 м, что подтверждено проектом и опытом вскрытия и разработки подземных запасов Молодежного месторождения.

а                                                                                б

Рисунок 10 – Зависимость объема (а) и капитальных затрат (б) на ГКР от Hэ

Использование наклонных стволов при кажущейся очевидности (генеральный угол наклона борта карьера 25-40?) в настоящее время ограничено (1 % случаев). Причиной является ненадежность и низкая эффективность скипового или конвейерного подъема при небольшой производственной мощности рудника, поэтому второй вариант в дальнейшем не рассматривается.

В результате ЭММ установлено влияние глубины карьера Hк в диапазоне от 140 до 440 м на эффективность вскрытия при Hэ=60 м. По критерию суммарных капитальных затрат на ГКР и эксплуатационных затрат на ВШТ и подъем руды в диапазоне Hк=140?200 м незначительно (на 3 %) эффективнее вскрытие вертикальными стволами; в диапазоне Hк=200?440 м эффективнее (до 1,5 раз) вскрытие автоуклонами за счет существенно меньших капитальных затрат на ГКР (рис. 11,а). При этом по эксплуатационным затратам эффективнее в 1,4-1,5 раза вскрытие двумя вертикальными стволами за счет более низких (на 20-25 руб./т) удельных эксплуатационных затрат. По капитальным затратам вариант вскрытия автоуклонами эффективнее в 1,4-1,8 раза за счет более низких (на 18-110 руб./т) удельных капитальных затрат. Суммарные эксплуатационные затраты при вскрытии автоуклонами снижаются быстрее, чем при вскрытии стволами за счет относительного Hк/(HHк) увеличения высоты подъема руды по карьеру и более низких удельных эксплуатационных затрат на карьерный транспорт по сравнению с подземным. Удельные затраты во всем диапазоне нелинейно увеличиваются: при вскрытии автоуклонами от 110 до 200 руб./т, стволами – от 105 до 300 руб./т (рис. 11,б).

а                                                                                б

Рисунок 11 – Зависимости суммарных (а) и удельных (б) капзатрат на ГКР и эксплуатационных затрат на ВШТ и подъем руды от Hк

Установлено влияние угла падения рудного тела на суммарные капитальные затраты на ГКР: увеличение в диапазоне от 10? до 65? снижает их в 1,2 раза; в диапазоне от 65? до 90? незначительно (в пределах 4-7 %) увеличивает (рис. 12). Точкой экстремума, которой соответствуют оптимальные значения, является b=65?. Это объясняется тем, что при угле падения рудного тела, равном b, суммарная длина этажных квершлагов при вскрытии стволами и заездов на этажи при вскрытии автоклонами минимальна.

Рисунок 12 – Зависимость капзатрат на ГКР от угла падения рудного тела

Увеличение мощности рудного тела от 10 до 60 м незначительно (до3 %) увеличивает капитальные затраты на ГКР за счет увеличения производственной мощности рудника и соответствующего увеличения площади сечения выработок и их объема. Увеличение глубины распространениярудного тела от 450 до 990 м увеличивает капитальные затраты на ГКР в 1,7-1,9 раза за счет увеличения количества вскрываемых горизонтов и, соответственно, суммарной длины вскрывающих выработок. Эффективность вскрытия автоуклонами аргументирована в зависимости от всех изученных факторов.

Использование установленных зависимостей суммарных и удельных капитальных и эксплуатационных затрат на вскрытие подземных запасов при комбинированной разработке рудных месторождений от специфических и горно-геологических факторов позволяет: выбрать эффективный вариант; объективно оценить затраты при определении стратегии освоения подземных запасов; установить тенденции развития способов и схем вскрытия.

Оценка эффективности подземной геотехнологии при обосновании стратегии комбинированной разработки рудного месторождения. В соответствии с концепцией освоения уральских рудных месторождений (В.Л. Яковлев, Ю.В. Волков, О.В. Славиковский), заключающейся в бесконфликтном развитии техно- и биосферы путем применения геотехнологий, обладающих малоотходными, ресурсосберегающими, ресурсовоспроизводящими и биосферо-улучшающими функциями, разработан восходящий способ отработки подземных запасов при комбинированной разработке глубокозалегающих рудных месторождений. Его сущность состоит во вскрытии месторождения на всю глубину разведанных запасов, оборудовании концентрационного горизонта и поэтажной выемке месторождения в направлении снизу вверх, начиная с нижнего этажа. Областью применения восходящего способа являются крутопадающие месторождения любой мощности и мощные линзо- и пластообразные пологие залежи при применении камерных систем разработки с закладкой выработанного пространства.

Установлены преимущества восходящей отработки перед традиционной нисходящей: возможность использования выработанного пространства в качестве емкостей для складирования породы от ГПР и отходов горно-обогатительного производства; повышение безопасности ПГР путем снижения напряжений в 1,5-2 раза в зоне ведения очистных работ и повышения устойчивости кровли очистных камер; снижение себестоимости добычи на 20-30 % за счет уменьшения расхода цемента на закладку в 2-2,5 раза, снижения разубоживания закладочным материалом в 2 раза, исключения процессов ВШТ, подъема и складирования породы от ГПР в отвалах, исключения платы за складирование отходов на поверхности.

Все рассмотренные выше варианты подземной геотехнологии соответствовали стратегии освоения месторождения, базирующейся на традиционном нисходящем порядке ведения ОГР и ПГР по последовательной схеме. Сравнительная оценка эффективных вариантов вскрытия и отработки при нисходящем и восходящем порядках ведения ПГР можно считать заключительным этапом исследования. Первый этап оценки эффективности освоения месторождения за весь период работы рудника выполнен по критерию валовой (недисконтированной) прибыли Пр, включающей валовый доход от реализации R,равный Цизвс учетом П и Р (5), и валовые капитальные затраты на строительство рудника Кс и валовые эксплуатационные затраты З на добычу и обогащение всех подземных запасов месторождения.

®max, руб.                                                                  (7)

Кс=(+++) k = KВk, руб.,                                                (8)

где , Ккв, Коши Кок – затраты, соответственно, на проходку главных вскрывающих выработок (стволов, автоуклонов), квершлагов, откаточных штреков и околоствольных выработок и камер, их сумма равна Kв (6), руб.;

k– коэффициент, учитывающий затраты на строительство надшахтного комплекса, приобретение и монтаж стационарного оборудования, транспортных средств, проходческого и технологического (бурового, доставочного, взрывного) оборудования для очистных работ. Значение k= 3 принято по аналогии с ТЭО доработки Молодежного месторождения.

 руб.,                                                                  (9)

где , – эксплуатационные затраты на отработку и обогащение 1 т балансовых запасов переходной зоны и основных запасов, руб./т;

 – балансовые запасы, предназначенные для подземной разработки, т;

nэт – количество этажей подземного рудника. Допускается, что переходная зона равняется запасам верхнего подземного этажа.

Эксплуатационные затраты на отработку переходной зоны  определены по (4) по каждому j-му варианту технологии и i-му способу изоляции; – равны соответствующим затратам, входящим в (3), без влияния специфических факторов. При расчете  учитывается изменение эксплуатационных затрат на транспортирование и подъем руды в зависимости от изменения Hк.

Сравнительная оценка подземной геотехнологии с нисходящим и восходящим порядком выемки выполнена для рассмотренных выше условий комбинированной разработки медноколчеданного месторождения в зависимости от Hк. Сравнивается вскрытие двумя вертикальными стволами и двумя автоуклонами, высота этажа 60 м. Отработка переходной зоны ведется наиболее эффективной технологией I.1.2.в, основных запасов – I.2.б. В качестве исходных данных приняты установленные зависимости показателей вскрытия (см. рис. 11) и отработки переходной зоны: = 1365 руб./т, = 1259 руб./т и Цизв.= 2163 руб./т (см. табл. 4). При оценке восходящего способа в соответствии с выявленными преимуществами принято:

- исключение разубоживания закладочным материалом при выемке основных запасов ведет к снижению Р в 2 раза, т.е. до 2,7 %;

- уменьшение нормативной прочности закладки до 1,5 МПа приводит к снижению эксплуатационных затрат на закладочные работы в 1,5 раза.

Эффектом размещения в шахте породы от проходки выработок и исключения платы за размещение ее в отвалах пренебрегаем. Зависимости валовой и удельной прибыли при нисходящем и восходящем порядке освоения подземных запасов от Hк показаны на рис. 13.

Рисунок 13 – Зависимость валовой и удельной прибыли при нисходящем и восходящем порядке освоения подземных запасов от Hк

В результате ЭММ установлено, что вариант вскрытия автоуклоном и восходящей выемки в 1,1-2,3 раза эффективнее других вариантов во всем диапазоне изменения глубины карьера (140-440 м). Вторые по эффективности варианты: в диапазоне Hк=140?260 м вскрытие вертикальными стволами и восходящей выемки, в диапазоне Hк=260?440 м – автоуклоном и нисходящей выемки.

ЧДД определяется как разность между дисконтированными суммами ежегодных положительных и отрицательных значений потока финансовых средств в течение оцениваемого периода (горизонта расчета), приведенных к настоящему времени. В качестве шага расчета обычно принимается год. ЧДД (руб.) до налогообложения в виде целевой функции определяется по формуле

®max, руб.,                                               (10)

где  – доход от реализации, получаемый на t шаге расчета, руб.;

 – сумма капитальных вложений на том же шаге, руб.;

 – сумма эксплуатационных затрат на том же шаге, руб.;

 – горизонт расчета, т.е. длительность оцениваемого срока, лет;

 – норма дисконта, доли единицы. Принимается различной для разных проектов; при разработке медноколчеданных месторождений с достоверно разведанными запасами (категории А, В, С1) =0,1.

Годовые капитальные затраты зависят от суммарной длины главных вскрывающих выработок и скорости их проведения. Годовые эксплуатационные затраты зависят от срока отработки, объема вскрываемых запасов и годовой производственной мощности. При расчете показателей по ЧДД принято:

- вскрытие вертикальными стволами осуществляется сразу на всю глубину 550 м с оборудованием ДДК и одного концентрационного горизонта под локомотивную откатку на 20 м ниже эксплуатационного горизонта;

- при вскрытии автоуклонами отработка ведется поэтапно – при нисходящей выемке, начиная с верхнего этажа, при восходящей – с нижнего;

- строительство вертикальных вскрывающих выработок осуществляется параллельно, горизонтальных – двумя забоями;

- среднемесячные скорости строительства вертикальных выработок по аналогии с проектными данными по руднику «Удачный» с учетом строительства околоствольных выработок и надшахтных комплексов приняты 20 м/мес.; автоуклонов, квершлагов и этажных откаточных штреков – по достигнутым на Учалинском ГОКе – 70 м/мес.

Для расчета ЧДД при восходящей и нисходящей выемке составлены таблицы распределения по годам дохода от реализации, капитальных затрат на вскрытие и эксплуатационных затрат на добычу и обогащение (табл. 7).

Таблица 7 – Показатели эффективности вариантов геотехнологии

В результате ЭММ построены графики ЧДД при нисходящем и восходящем порядке освоения подземных запасов технологией с закладкой и вскрытии вертикальными стволами и автоуклонами при последовательной схеме комбинированной разработки уральского медноколчеданного месторождения с глубиной карьера Hк = 260 м (рис. 14).

Рисунок 14 – ЧДД при нисходящей и восходящей отработке подземных запасов

В результате ЭММ нисходящего и восходящего порядка освоения подземных запасов при последовательной комбинированной разработке медноколчеданного месторождения установлено:

- наиболее эффективным вариантом подземной геотехнологии является вскрытие из карьера авто- и вспомогательным уклонами и поэтажная нисходящая разработка. ЧДД составляет 1406 млн. руб., срок окупаемости – 6,7 лет. Эффект достигается за счет быстрейшего ввода в эксплуатацию рудника (на 4-й год строительства), отсрочки во времени капвложений на строительство нижних этажей (9-й, 15-й и 21-й год), более низких капзатрат даже при более высоких эксплуатационных затратах;

- второй по эффективности вариант вскрытия из карьера авто- и вспомогательным уклонами и поэтажная восходящая разработка. ЧДД составляет 871 млн. руб., срок окупаемости – 13,6 лет;

- при вскрытии вертикальными стволами эффективнее восходящая отработка – ЧДД составляет 379 млн. руб. при сроке окупаемости 20 лет, нисходящая отработка является убыточной – ЧДД отрицательный -43 млн. руб.

Таким образом, нетрадиционная подземная геотехнологии восходящей выемки в определенных условиях (например, при вскрытии вертикальными стволами и отработке с закладкой) обладает заметными стратегическими, технологическими и экономическими достоинствами и должна рассматриваться на стадии определения стратегии освоения месторождения комбинированным способом как альтернатива традиционной – нисходящей (рис. 15). Стратегия разработки рудных месторождений комбинированным способом, основанная на применении восходящей выемки подземных запасов, позволяет использовать преимущества параллельной схемы (исключение действия негативных специфических факторов) и последовательной (полная реализация преимуществ ОГР и использование карьера в качестве выработки, вскрывающей подземные запасы). При этом верхняя граница переходной зоны (предельная глубина карьера) определяется по фактическому положению ОГР и ПГР на конец разработки месторождения, т.е. естественным, а не прогнозным путем. Таким образом, весь период освоения месторождения комбинированным способом оба способа – открытый и подземный развиваются гармонично по присущим им закономерностям, реализуя имманентные преимущества путем их разобщения в пространстве и (или) во времени. При подземной разработке используются все рассмотренные преимущества восходящей выемки. При этом изоляция подземных горных выработок от карьерного пространства сохраняется весь период разработки месторождения, а при выемке переходной зоны осуществляется рассмотренными методами. В соответствии с предложенной классификацией данный вариант идентифицирован как комбинированная (открыто-подземная) разработка по параллельной схеме с полной изоляцией подземных очистных выработок рудным монолитным целиком при выемке основных запасов месторождения и отработкой на последнем этапе переходной зоны.

Рисунок 15 – Параллельная схема комбинированной разработки с восходящей выемкой подземных запасов и отработкой на последнем этапе переходной зоны

Оценка технологических решений, внедрение которых повышает эффективность и безопасность подземной геотехнологии при комбинированной разработке месторождений. Разработанные в соавторстве технические и технологические решения, созданные на основе установленных принципов, систематизаций, зависимостей и методик с использованием экономико-математического моделирования, позволяют повысить эффективность и безопасность подземной геотехнологии при комбинированной разработке рудных месторождений за счет использования карьерного пространства и оборудования при вскрытии и отработке переходной зоны и обеспечения изолированности подземных выработок при очистной выемке (табл. 8).


Таблица 8 – Внедренные технологические решения и полученный эффект

Месторож-дение

Технологическое решение

Эффект

Учалинское

(северный фланг –

этаж

324/380 м)

При отработке переходной зоны опережающее строительство изолирующего целика системой горизонтальных слоев с закладкой.

При отработке основных запасов применение этажно-камерной системы с закладкой под искусственным изолирующим целиком.

Вскрытие наклонным съездом из карьера (гор. 300 м)

Ввод в эксплуатацию этажа на 3-4 года раньше планового срока с производительностью 300 тыс. т руды в год

Молодежное

(доработка подземных запасов в отм.

+330/+70 м)

Вскрытие автоуклоном из карьера и вспомогательным уклоном с поверхности позволило поэтапно вводить этажи (начиная с гор. +270 м) в эксплуатацию и без дополнительных капитальных затрат нарастить производственную мощность рудника до 600 тыс. т в год.

Применение этажно-камерной системы разработки с закладкой под рудным изолирующим целиком

Сокращение срока строительства на 10 мес., ввода рудника на 22 мес.

Сокращение капитальных затрат на 230 млн. руб. (в ценах 2003 г.)

Джусинское

Увеличение нижней границы шахтного поля на 120 м, промышленных запасов в 2,4 раза и срока существования рудника в 2 раза (до 14 лет).

Увеличение высоты этажа до 120 м.

Применение камерной системы под изолирующим рудным целиком

Снижение удельных капитальных вложений в 2 раза (на 180 руб./т) и себестоимости в 1,3 раза (на 170 руб./т) (в ценах 2001 г.)

Кыштымское

(этаж

316/366 м)

Применение камерно-целиковой системы разработки с взрыводоставкой под рудным изолирующим целиком в переходной зоне 346/366м.

В этаже 316/346 м применение камерной системы разработки с последующим обрушением целиков.

Отказ от закладки выработанного пространства

Снижение себестоимости на 250 руб./т (в ценах 2010 г.) и потерь в 2,5 раза (с 30 до 12%)

Трубка «Удачная»

Вскрытие

Строительство гор. -305 м исключается.

Вскрытие гор. -380 м двумя квершлагами вместо четырех.

Вскрытие гор. -480 м осуществляется проходкой уклона -380/-480 м.

Отказ от проведения кольцевых полевых штреков ЗРТ и ВРТ на горизонтах -480 м и -580 м.

Сокращение объема ГКР на 150 тыс. м3 и затрат на 1 млрд. руб. (в ценах 2008 г.).

Ликвидация в период перехода к ПГР дефицита в руде ОФ.

Технология отработки переходной зоныв этаже -260/-365 м

и основных запасовв этаже

-365/-465 м

Применение подэтажного обрушения позволяет вести независимую опережающую отработку прибортовых запасов -260/-320 м.

Расположение 70 % выработок по руде с проходкой комбайнами.

Применение этажного принудительного обрушения под рудной изолирующей подушкой при отработке этажей -260/-365 м и -365/-465 м обеспечивает добычу одновременно на двух этажах в одном рудном теле за счет опережения фронта отработки верхнего этажа на 100-120 м по отношению к фронту нижнего

Уменьшение в 2 раза срока подготовки запасов этажа -260/-365 м.

Выход в 2017 г. на проектную мощность 4,0 млн. т руды в год.

Вовлечение в эксплуатацию запасов этажа -365/-465 м к 2018 г.


ЗАКЛЮЧЕНИЕ

На базе выполненных исследований получены результаты, представляющие научно обоснованные технические и технологические решения по эффективному и безопасному освоению подземных запасов при комбинированной разработке рудных месторождений, включающие обоснование параметров и конструкции подземной геотехнологии на основе принципов использования карьерного пространства и изолированности очистных выработок, внедрение которых вносит значительный вклад в развитие страны:

1. Установлено, что подземная геотехнология (вскрытие и очистная выемка) при комбинированной разработке функционирует под воздействием специфических факторов, вызванных наличием карьерного пространства в непосредственной близости от подземных горных выработок. Обоснование подземной геотехнологии необходимо производить с их учётом, снижая влияние негативных(повышенное горное давление, ААС и гидравлические связи) и актуализируя положительные (использование карьерного пространства и оборудования).

  • 2. Дано определение переходной зоны при комбинированной разработке как части месторождения по высоте (при совмещении ОГР и ПГР в вертикальной плоскости), освоение (отработка и погашение) которой обеспечивает приемлемый уровень изолированности подземных очистных выработок от карьерного пространства при отработке основных запасов. Статистическими методами (ra=0,59, ?=0,05) подтверждена гипотеза, что изолированность является технической характеристикой близости (удаленности) подземных выработок и карьерного пространства.
  • 3. Количественным критерием изолированности является показательkи=Vи/V,определяющий, какая часть объема подземного блока V отрабатывается путем формирования подземных (полностью изолированных) выработок Vи; он изменяется от 0 до 1 в зависимости от способа изоляции и системы разработки: применение монолитных массивов при системах с открытым очистным пространством обеспечивает kи?1,0, при системах с обрушением kи=0,55?0,98, при системах с закладкой kи=0,52?0,92.

4. Установлено, что увеличение участковой себестоимости и себестоимости рудничной вентиляции под влиянием фактора ААС в зависимости от толщины массива разрыхленных пород (10-240 м) приближенно можно оценить соответствующими коэффициентами: К=1,24?2,4, К=1,09?1,5 (при НВ) и К=1,17?2,0 (при В). Применениебуровых станков ОГРограничено по площади ? и высоте ? подземного блока; снижение удельных эксплуатационных затрат на отбойку, подготовительно-нарезные работы ипо участку можно оценить соответствующими коэффициентами в зависимости от технологии и типа применяемого бурового станка: К=0,51?0,85, К=0,57?0,87 и К=0,7?0,91.

5. Систематизированы способы отработки переходной зоны рудного месторождения по признаку изолированности подземных очистных выработок от карьерного пространства. Количественными критериями служат показатель изоляции kи и коэффициенты, описывающиевлияние специфических факторов, учитываемых на определенных иерархических уровнях: ААС – при разделении на классы, карьерное буровое оборудование – на группы, повышенное горное давление – на варианты.

6. Предложено использовать принцип изолированности наряду сбезопасностью, полнотой извлечения и эффективностью при обосновании подземной технологии при комбинированной разработке. Установлено влияние изолированности и специфических факторовна увеличение участковой себестоимости разработки переходной зоны: рудника Удачный системой этажного обрушения под массивом разрыхленных пород на 33%; уральских медноколчеданных месторождений системами с закладкой под рудным целиком – 29 %;

7. Разработана экономико-математическая модель вариантов подземной разработки переходной зоны, учитывающая изолированность и влияние специфических факторов, состоящая из методики расчета ТЭП и компьютерной программы, позволяющая оптимизировать параметры подземной технологии по критериям извлекаемой ценности, эксплуатационных затрат и прибыли.

8. На основании ДФА установлено, что в посткризисных условиях критическими для применения технологии с закладкой являются: цена на медь на LME в диапазоне 3100-3200 $/т, курс американского доллара к рублю в диапазоне 23-23,5 руб./$, минимальное содержание меди в руде от 1,4 до 2,3 % при содержании цинка от 5,0 до 1,0 %.

9. Установлены оптимальные конструкция и параметры изолирующих массивов, соответствующие технологии отработки переходных зон «Удачного» и Учалинского месторождений.

10. Установлено, что при традиционной технологии отработки переходной зоны Учалинского месторождения эффект применения карьерных буровых станков не перекрывает ухудшение ТЭП от ААС (Круд=1,02?1,06). Создан новый эффективный во всём диапазоне геомеханически допустимых значений Во=10?17,5 м вариант этажно-камерной системы разработки с твердеющей закладкой (а.с. №1767178), позволяющий применением временного рудного изолирующего целика и карьерных буровых станков за счет снижения влияния ААС путем отбойки методом VCRповысить прибыль на 3 и 37 % по сравнению с вариантом разработки под искусственным перекрытием на дне карьера и горизонтальными слоями, соответственно. Величина Круд=0,99?1,03 означает, что положительный эффект применения карьерных буровых станков нейтрализует отрицательное действие ААС.

11. Систематизированы варианты вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения, в основу разделения на способы положен тип, а на схемы – место заложения главных вскрывающих выработок(земная поверхность или карьер). Дополнительный признак – тип и место заложения вспомогательных вскрывающих выработок.

12. Создана экономико-математическая модель вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке рудного месторождения, состоящая из методики расчета ТЭП и компьютерной программы, позволяющая выбрать эффективный вариант по критериям суммарных капитальных затрат на ГКР и эксплуатационных затрат на ВШТ и подъем и ЧДД. Адекватность модели подтверждается хорошей сходимостью результатов ЭММ и проектных – расхождение не превышает 13 % (абс.) и 4,4 % (отн.).

13. На основе ЭММ сконструированных вариантов вскрытия подземных запасов при последовательной схеме (глубина карьера 260 м) комбинированной разработки уральского глубокозалегающего (500 м) крутопадающего (50°) мощного (40 м) и протяженного (600 м) медноколчеданного месторождения, осваиваемого системами с закладкой выработанного пространства рудником c производственной мощностью 400 тыс. т/год, установлена эффективность вскрытия авто- и вспомогательным уклонами. Определена оптимальная высота этажа 60 м, что подтверждено проектом и опытом вскрытия и разработки подземных запасов Молодежного месторождения.

14. Установлено влияние глубины карьера на эффективность вариантов вскрытия. По критерию суммарных капитальных и эксплуатационных затрат в диапазоне Hк=140?200м незначительно (на 3 %) эффективнее вскрытие двумя вертикальными стволами; в диапазоне Hк=200?440м эффективнее (до 1,5 раза) вскрытие автоуклонами за счет существенно меньших капитальных затрат на ГКР. Удельные суммарные капитальные и эксплуатационные затраты увеличиваются при вскрытии автоуклоном от 110 до 200 руб./т, вертикальным стволом от 105 до 300 руб./т.

15. В результате ЭММ подземной геотехнологии в рассмотренных выше условиях медноколчеданного месторождения установлено, что оптимальным по критерию ЧДД является вариант вскрытия автоуклоном из карьера и поэтажной нисходящей разработки. Эффект по сравнению с восходящей выемкой достигается за счет быстрейшего ввода в эксплуатацию рудника (на 4-й год строительства), рассрочки во времени капвложений на строительство нижних этажей (9-й, 15-й и 21-й год), более низких капзатрат даже при более высоких эксплуатационных затратах. При вскрытии вертикальными стволами эффективнее восходящая отработка; нисходящая – является убыточной.

16. Предложена стратегия разработки рудных месторождений комбинированным способом, основанная на применении восходящей выемки подземных запасов, позволяющая использовать преимущества параллельной схемы (исключение действия негативных специфических факторов) и последовательной (полная реализация преимуществ ОГР и использование карьера в качестве выработки, вскрывающей подземные запасы). При этом предельная глубина карьера определяется по фактическому положению ОГР и ПГР на конец разработки месторождения. Весь период освоения месторождения комбинированным способом ПГР и ОГР развиваются гармонично по присущим им закономерностям.

17. Внедрение разработанных (в соавторстве) технических решений при вскрытии подземных запасов при комбинированной разработке Молодежного, Джусинского, Удачного и Малышевского месторождений позволяет обеспечить своевременный ввод и поддержание производственной мощности подземных рудников за счет снижения объема ГКР, капитальных затрат и сроков строительства. Внедрение технологий отработки переходных зон Учалинского, Молодежного, Джусинского, Удачного, Кыштымского месторождений позволяет обеспечить безопасность ПГР и существенно повысить эффективность подземной добычи.

Основные положения диссертации опубликованы в:

- статьях в рецензируемых научных журналах, рекомендованных ВАК РФ:

1. Соколов И.В., Мишенин А.Н., Антипин Ю.Г. Технология доработки Учалинского месторождений подземным способом // Цветная металлургия.-1990.-№8.- С.1-3.

2. Волков Ю.В., Соколов И.В., Мишенин А.Н., Антипин Ю.Г. Изыскание эффективной технологии отработки переходной зоны на уральских медноколчеданных месторождениях // Горный журнал.-1991.-№11.-С.25-27.

3. Самусенко А.К., Григорьев В.В., Волков Ю.В., Соколов И.В., Калмыков В.Н. Отработка Учалинского медноколчеданного месторождения комбинированным способом // Горный журнал.-1994.-№6.-С.11-14.

4. Волков Ю.В., Соколов И.В. Систематизация вариантов подземной геотехнологии отработки подкарьерных запасов при комбинированной разработке медноколчеданных месторождений // ГИАБ.-2000.-№10.-С.121-123.

5. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Вскрытие и отработка месторождений при восходящей выемке // ГИАБ.-2001.-№4.-С. 206 – 210.

6. Волков Ю.В., Соколов И.В. Методика выбора эффективного варианта геотехнологии отработки подкарьерных запасов // ГИАБ.-2001.-№4.-C. 124-127.

7. Волков Ю.В., Соколов И.В. Конструирование и оптимизация вариантов подземной геотехнологии отработки подкарьерных запасов // ГИАБ.-2003.-№4.- C. 194-196.

8. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д., Смирнов А.А. Подземная геотехнология разработки с восходящей выемкой // Изв. вузов. Горный журнал.-2003.-№ 3.-С.34-40.

9. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Проектные решения по доработке Молодежного месторождения подземным способом // Горный журнал.-2004.-№ 6.-С.37-40.

10. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Геотехнология доработки медноколчеданного месторождения подземным способом // ГИАБ - 2004.-№ 7.-С. 237-241.

11. Волков Ю.В., Соколов И.В. Комбинированная геотехнология разработки меднорудных месторождений Урала // Изв. вузов. Горный журнал.-2005.-№ 1.-С.12-16.

12. Волков Ю.В., Соколов И.В. Выбор комплексов самоходного технологического оборудования//Изв. вузов. Горный журнал.-2005.-№ 2.-С.3- 6.

13. Волков Ю.В., Смирнов А.А., Соколов И.В. Направления развития технологии добычи руды при отработке глубоких горизонтов Естюнинского месторождения // ГИАБ.-2005.-№ 7.-С. 253-255.

14. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А. Подземная геотехнология освоения меднорудных месторождений Урала // ГИАБ.-2005.-№10.-С.270-274.

15. Волков Ю.В., Соколов И.В. Развитие научных методов исследования технологии подземной разработки медноколчеданных месторождений // Изв. вузов. Горный журнал.-2007.-№4.-С.161-166.

16. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Ярусная отработка рудных месторождений // ГИАБ. - 2007. - №8. - С.341-343.

17. Волков Ю.В., Соколов И.В. О недропользовании и охране окружающей среды // ГИАБ.-2008. - №11. - С.244-247.

18. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г. Выбор системы разработки месторождения магнезитов в поле шахты «Магнезитовая» // ГИАБ .- 2009. - №2. - С.356-361.

19. Волков Ю.В., Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Обоснование технологии отработки междуярусного целика при освоении Гайского медноколчеданного месторождения // Изв. вузов. Горный журнал.-2010. №3.-С.4-10.

20. Волков Ю.В., Смирнов А.А., Соколов И.В., Чаговец Г.А. Обоснование технологии отработки прибортовых запасов с использованием наклонных выработок // ГИАБ.-2011.-№1.-С.10-12.

21. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Чаговец Г.А. Разработка крутопадающих рудных тел под дном карьера системами с обрушением // ГИАБ.-2011.-№2.-С.60-64.

22. Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Кульминский А.С. Отработка подкарьерных запасов трубки «Удачная» в сложных климатических, горно- и гидрогеологических условиях // Горный журнал.-2011.-№1.-С.63-66.

23. Смирнов А.А., Соколов И.В. Применение системы разработки с массовым обрушением при наличии карстов в руде и вмещающих породах // Безопасность труда в промышленности.-2011.-№4.-С. 36-39.

24. Волков Ю. В., Соколов И. В. Оптимизация подземной геотехнологии в стратегии освоения рудных месторождений комбинированным способом // Горный журнал. – 2011. – № 11. – С. 41 – 44.

25. Соколов И. В., Антипин Ю. Г. Систематизация и экономико-математическое моделирование вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений // Горный журнал. – 2012. – № 1. – С. 67 – 71.

- монографиях и патентах:

1. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Выбор систем подземной разработки рудных месторождений - Екатеринбург: УрО РАН.- 2002.-124с.

2. Волков Ю.В., Соколов И.В. Подземная разработка медноколчеданных месторождений Урала - Екатеринбург: УрО РАН.-2006.-232с.

3. А.с. 1767178, Е21 С41/26. Способ комбинированной разработки месторождений полезных ископаемых / Антипин Ю.Г., Соколов И.В., Камаев В.Д., Шведов А.П., Волков Ю.В., Мишенин А.Н. (СССР).- №4694516/03; Опубл. 07.10.92, Бюл. № 37 // Открытия. Изобретения.-1992.

4. Патент на изобретение. № 2385956. Способ подземного выщелачивания ценных компонентов  из сульфидсодержащих отходов / Волков Ю.В., Борисков Ф.Ф., Соколов И.В., Антипин Ю.Г.- Опубл. 10.04.10.

- в других научных изданиях:

1. Соколов И.В. Обоснование подземной геотехнологии доработки запасов при комбинированной разработке медноколчеданных месторождений // Проблемы геотехнологии и недроведения. Сб. науч. тр. Междунар. науч.-технич. конф. Т.3.-Екатеринбург: ИГД УрО РАН.-1998.-С.143-149.

2. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Характеристики специфического свойства геотехнологии выемки подкарьерных запасов как систематизационные признаки // Комбинированная геотехнология: Проектирование и геомеханические основы: Сб. науч. тр. Междунар. науч.-технич. конф.- Магнитогорск: МГТУ, 2003. – С. 47 – 54.

3. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А. Стратегия освоения сырьевых ресурсов Урала // Горная промышленность.-2006.-№ 4.-С.57-62.

4. Волков Ю.В., Смирнов А.А., Соколов И.В. Подземная геотехнология при комбинированной разработке Естюнинского железорудного месторождения // Комбинированная геотехнология: Масштабы и перспективы применения: Сб. науч. тр. Междунар. науч.-технич. конф. - Магнитогорск: МГТУ-2006.-С. 55-60.

5. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г. Обоснование стратегии и параметров подземной геотехнологии при комбинированной разработке крутопадающих рудных месторождений // Геотехнологические проблемы комплексного освоения недр. – Екатеринбург, 2009.–С. 323-336.

6. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А. Особенности разработки субвертикальных рудных тел под дном карьера // Фундаментальные проблемы формиро­вания техногенной геосреды: Труды конференции с участием иностранных уче­ных 7-11 июля 2008 г., Новосибирск / ИГД СО РАН. Т. 1. Геотехнология: - Новосибирск.-2009.-С. 90-94

7. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г. Обоснование подземной геотехнологии при комбинированной разработке крутопадающих рудных месторождений // Комбинированная геотехнология: комплексное освоение и сохранение недр земли: Сб. науч. трудов Междунар. науч.-технич. конф., г. Екатеринбург, 2009.-Магнитогорск: МГТУ.-2011.-С.50-57.

8. Волков Ю.В., Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Чаговец Г.А. Предохранительная подушка при комбинированной разработке кимберлитового месторождения. Там же. - С.34-44.

9. Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Никитин И.В. Экономико-математическое моделирование вариантов вскрытия при комбинированной разработке месторождений // Проблемы недропользования: Материалы V Всерос. молод. научно-практ. конф., Екатеринбург, 8-11 февр. 2011.-Екатеринбург: УрО РАН.-2011.-С. 204-210.

10. Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Барановский К.В., Никитин И.В. Вскрытие и технология совместной отработки прибортовых и подкарьерных запасов трубки «Удачная» // Проблемы и пути эффективной отработки алмазоносных месторождений: Международная научно–практ. конф.,  г. Мирный, 2011.- Новосибирск: Наука, 2011. – С. 148 –153.

11. Соколов И.В., Смирнов А.А., Антипин Ю.Г., Барановский К.В, Никитин И.В. Развитие подземных горных работ на руднике «Удачный». Там же - С. 153 –157.

12. Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Никитин И.В. Изыскание и формирование основных принципиальных схем вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке //Уральская горная школа - регионам: междунар. научно-практ. конф. Уральская горнопромышленная декада 11 - 12 апр. 2011 г.: сб. докл. - Екатеринбург: Изд-во УГГУ. - 2011. - C. 202 - 203.

13. Соколов И.В., Никитин И.В. Применение информационных технологий при обосновании рационального варианта вскрытия при комбинированной разработке//Уральский горнопромышленный форум, IV: Горное дело: технологии, оборудование, спецтехника: межрегион. спец. выставка-конф. 12 - 14 окт. 2011.- Екатеринбург: Изд-во АМБ.-2011.-C. 187-189.

14. Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Экономико-математическое моделирование вскрытия и подземной технологии при комбинированной разработке. Там же - C. 186 - 187.


Формат 60x84 1/16                                                              Усл. печ. л. 2,00 Тираж 100 экз.                                     Заказ         

Типография Президиума УрО РАН

620219, Екатеринбург, ГСП-199, ул. С. Ковалевской, 18

 



© 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.