/
Author: Казикаев Д.М.
Tags: горные работы при разработке месторождений полезных ископаемых отдельные способы разработки месторождений твердых полезных ископаемых горные породы полезные ископаемые горное дело месторождения горная промышленность
ISBN: 978-5-7418-0513-8
Year: 2008
Text
Ь 160М9
ДМ Казикаев
КОМБИНИРОВАННАЯ
РАЗРАБОТКА
рудных
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
РЕДАКЦИОННЫЙ
СОВЕТ
Председатель
Л.А. ПУЧКОВ президент МГГУ,
— чл.-корр. РАН
Зам. председателя
Л.Х. ГИТИС директор
— Издательства МГГУ
Члены редсовета
И.В. ДЕМЕНТЬЕВ академик РАЕН
А.П. ДМИТРИЕВ академик РАЕН
Б.А. КАРТОЗИЯ академик РАЕН
А.В. КОРЧАК академик МАН ВП1
М.В. КУРЛЕНЯ академик РАН
В.И. ОСИПОВ академик РАН
В.Л. ПЕТРОВ академик МАН ВП1
э.м. СОКОЛОВ академик МАН ВП1
КН. ТРУБЕЦКОЙ академик РАН
В.А. ЧАНТУРИЯ академик РАН
Е.И. ШЕМЯКИН академик РАН
0
ДМ. Казикаев
КОМБИНИРОВАННАЯ
РАЗРАБОТКА
РУДНЫХ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Допущено Учебно-методическим
объединением вузов Российской
Федерации по образованию в области
горного дела в качестве учебника
для студентов вузов, обучающихся
по специальности «Подземная
разработка месторождений полезных
ископаемых» направления подготовки
«Горное дело»
g
Главная библиотека
869935
Горное
------образование
с
о
МОСКВА
ИЗДАТЕЛЬСТВО
МОСКОВСКОГО ГОСУДАРСТВЕННОГО
ГОРНОГО УНИВЕРСИТЕТА
ИЗДАТЕЛЬСТВО «ГОРНАЯ КНИГА»
2008
УДК 622.271:622.272
ББК 33.23
К 14
Издано при финансовой поддержке Федерального агентства по печати и массо-
вым коммуникациям в рамках Федеральной целевой программы «Культура России»
Книга соответствует «Гигиеническим требованиям к изданиям книжным для
взрослых. СанПиН 1.2.1253—03». утвержденным Главным государственным сани-
тарным врачом России 30 марта 2003 г. {ОСТ 29.124—94). Санитарно-эпидемио-
логическое заключение Федеральной службы по надзору в сфере защиты прав по-
требителей № 77.99.60.953Д.008501.07.07
Экспертиза проведена Учебно-методическим объединением высших учебных заве-
дений Российской Федерации по образованию в области горного дела (письмо №
51-53/6 от 09.06.2008 г.)
Рецензенты:
• кафедра Разработки месторождений полезных ископаемых Московского государ-
ственного открытого университета (зав. кафедрой д-р техн, наук, проф. В.И. Емель-
янов)',
• канд. техн, наук Ю.К. Дюдин (ФГУП «Гипроцветмет»)
Казикаев Д.М.
К 14 Комбинированная разработка рудных месторождений: Учебник
для вузов. — М.: Издательство Московского государственного горно-
го университета, Издательство «Горная книга», 2008. — 360 с.
ISBN 978-5-7418-0513-8 (в пер.)
ISBN 978-5-98672-084-5
Изложены научные основы комбинированной разработки рудных
месторождений. Приведены классификация схем комбинированной разра-
ботки, методика определения эффективных соотношений запасов место-
рождений, отрабатываемых открытым и подземным способами. Показаны
особенности проектирования, управления запасами месторождения и ка-
чеством добываемых руд, диверсификации производства при комбиниро-
ванной разработке. Подробно рассмотрены особенности совместного
вскрытия месторождений, проветривания и водозащиты совокупности
открытых и подземных горных выработок, технологии добычных работ в
карьере и руднике, гео механических процессов.
Д.М. Казикаев — д-р техн, наук, профессор кафедры Технология
подземной разработки рудных и нерудных месторождений Московского
государственного горного университета.
Для студентов вузов, обучающихся по специальности «Подземная
разработка месторождений полезных ископаемых» направления подго-
товки «Горное дело».
УДК 622.271:622.272
ББК 33.23
ISBN 978-5-7418-0513-8
ISBN 978-5-98672-084-5
© Д.М. Казикаев, 2008
© Издательство Ml 1 У, 2008
© Издательство «Горная книга», 2008
© Дизайн книги. Издательство Ml 1 У,
2008
ПРЕДИСЛОВИЕ
Широкое распространение комбинированной разработки ме-
сторождений твердых полезных ископаемых требует подготовки
специалистов горного профиля, обладающих соответствующими
знаниями и навыками для организации эффективного и безопасно-
го ведения горных работ в специфических условиях, которые при-
сущи этому способу отработки.
Подготовка таких специалистов начата сравнительно недавно,
учебные программы апробируются и корректируются, а учебно-
методическая литература по дисциплине отсутствует или находит-
ся в стадии разработки.
Возможно этим обстоятельством объясняется положение, при
котором, несмотря на наличие рассматриваемой дисциплины в учеб-
ных планах для студентов-технологов, преподавание её начато ещё
не во всех высших учебных заведениях горного профиля.
Между тем, в нашей стране и за рубежом накоплен большой
опыт комбинирования разработок месторождений полезных иско-
паемых. По материалам обобщения и анализа этих разработок
опубликовано значительное число монографий и научных статей.
Обобщение указанных материалов и их систематизированная ме-
тодическая интерпретация являются достаточно серьезной предпо-
сылкой создания учебника по дисциплине «Комбинированная раз-
работка рудных месторождений».
При написании учебника автором, кроме отмеченных ранее
материалов, были использованы результаты собственных исследо-
ваний, начатых в 1955 году, а также опыт чтения на протяжении
десяти лет лекций и проведения практических занятий по рассмат-
риваемой дисциплине для студентов и магистров горной специаль-
ности вузов.
Автор благодарен заведующему кафедрой Технологии под-
земной разработки рудных и нерудных месторождений (ТПР) Мос-
ковского государственного горного университета проф., д-ру техн,
наук Е.В. Кузьмину за постоянное внимание к работе и поддержку,
сотрудникам кафедры проф., д-ру техн, наук И.Н. Савичу, ст. пре-
подавателю Г.В. Савич.
ВВЕДЕНИЕ
Невозможно назвать страну, где впервые начали добывать по-
лезное ископаемое из земных недр. Точно также нельзя назвать че-
ловека и показать места, где он впервые применил комбинирован-
ную разработку месторождений полезных ископаемых. Элементы
этой технологии зарождались в древние времена сначала в виде
единичных проявлений, затем, все более расширяясь количествен-
но и качественно, сформировались в наши дни в такую схему взаи-
модействия различных способов разработки месторождения, кото-
рая получила название комбинированной.
Исторически сложилось так, что развитие горно-добывающей
промышленности происходило в течение многих веков вплоть до
XIX столетия преимущественно в направлении подземной разра-
ботки месторождений.
Это и понятно, ибо, несмотря на большую сложность и опасность,
подземные разработки позволяли извлекать из недр больший объем
полезных ископаемых на единицу затраченного человеческого труда
или на единицу затраченной энергии простейших механизмов.
Немаловажным является также и то обстоятельство, что с ис-
пользованием довольно простых орудий труда и технологических
процессов людям удавалось проводить добычные работы на значи-
тельных по тогдашним меркам глубинах от земной поверхности
(десятки и даже сотни метров).
Ни первое, ни второе не было возможно при слабой и прими-
тивной технике открытых горных работ, ибо преимущества по-
следних проявляются лишь при больших масштабах производства,
когда наряду с рудой приходится «перелопачивать» большие массы
пустых пород: удалять их из карьера и укладывать в отвалы на зна-
чительном расстоянии.
Эффективное выполнение таких работ возможно только при
наличии мощной высокопроизводительной горной техники для бу-
рения скважин, подготовки и погрузки отбитой горной массы и
транспортировки её до места разгрузки.
Такая техника, правда, еще недостаточно мощная, стала появ-
ляться в конце XIX — начале XX веков, медленно насыщая горные
предприятия и строительные площадки.
6
Однако скачок в этой области произошел после Первой и осо-
бенно после Второй мировых войн, когда на основе производства
военной техники была подготовлена и создана конструкторская и
технологическая база машиностроительных заводов, отвечающая за-
дачам выпуска высокопроизводительного карьерного оборудования.
Не случайно с 30-х, а затем и с 50-х годов прошлого столетия на-
метилось бурное развитие открытой добычи полезных ископаемых.
В результате начался бум строительства рудников, ориентиро-
ванных на добычу основной массы руды открытым способом с
максимально возможных глубин и с максимальными размерами
карьеров по площади.
Разумеется, такие крупные горно-добывающие предприятия,
оснащенные мощной техникой, дающие по несколько миллионов
(десятки миллионов) тонн полезного ископаемого в год каждое, по-
зволили за сравнительно короткий период увеличить объемы до-
бычи руды в разы.
Однако такое максималистское тенденциозное увлечение откры-
тыми горными работами не могло не привести к негативным послед-
ствиям как в ближайшем, так и в более отдаленном будущем.
Какие же качества открытого способа добычи руд вызвали та-
кие кардинальные перестройки в стратегии горно-добывающей
промышленности в ущерб развитию других способов?
И почему теперь все громче и настойчивее раздаются голоса о
недостатках такой стратегии?
Поскольку наша задача не состоит в том, чтобы дать глубокий
анализ этой большой и непростой проблемы, включающей в себя
экономические, политические, социальные, технические и эколо-
гические аспекты, ограничимся констатацией важнейших её со-
ставляющих и прокомментируем их с точки зрения основной темы
настоящей книги, т.е. комбинированной разработки рудных
месторождений.
Рассмотрение проблемы начнем с конца, т.е. с её состояния на
сегодняшний день.
Во многом благодаря широкому применению открытой разра-
ботки руд производство горно-рудного сырья за короткое время во
многих странах удалось значительно увеличить, а в некоторых из
них, в том числе и в нашей, — в несколько раз.
Этот рывок был обусловлен историей развития нашего общества,
был вопросом жизни или смерти. Такая стратегия позволила практи-
7
чески полностью удовлетворить отечественное народное хозяйство в
горно-рудном сырье и вывести страну в число ведущих держав по
объемам добычи рудных и нерудных полезных ископаемых.
Правда, в качественном отношении мы отставали от ведущих
зарубежных предприятий: наши карьеры в несколько раз больше
были насыщены техникой и работающим персоналом.
Тем не менее к концу 80-х годов прошлого столетия более
двух третей объемов руды добывалось в карьерах. Техника и тех-
нология открытых горных работ совершенствовалась в ущерб раз-
витию подземной разработки.
Провозглашенная и упомянутая ранее стратегия преимущест-
венного развития и всемерного расширения открытого способа
разработки рудных месторождений реализовывалась под известным
советским лозунгом о достижении цели во чтобы то ни стало, т.е.
любыми средствами.
В стране был упущен момент выработки долгосрочной страте-
гической программы развития подземной добычи рудного и неруд-
ного минерального сырья. Время и возможности для этого были, т.е.
временную возможность давало успешное развитие открытого спо-
соба добычи, а техническая возможность обеспечивалась передовой
в мире горной наукой и развитой промышленностью.
Между тем, к 1970—80 годам стали очевидны серьезные не-
достатки открытого способа добычи руды и негативных его по-
следствий. Таким образом, оценки превосходства и перспектив от-
крытых разработок оказались преувеличенными.
Например, в областях технологической и экономической.
Заметим, что речь идет не столько о прямых недостатках разра-
ботки месторождений открытым способом, сколько об условиях и
границах рационального применения этой технологии горно-добыч-
ных работ, неправильное определение которых часто наносит боль-
ший экономический или другой ущерб, нежели характерные негати-
вы способа. Более подробно эта ситуация будет рассмотрена в
соответствующем разделе настоящей книги. Здесь же отметим, что
по совокупности действующих факторов (по современным расчетам)
с экономической точки зрения предпочтительными для применения
открытого способа оказались глубины: для кимберлитовых карьеров
Южной Африки 230—270 м [1], для медно-колчеданных месторож-
дений Южного Урала — 230—-300 м, для железорудных карьеров
КМА— также около 300 м. Список можно продолжить.
8
Между тем, изолированные от комплекса действующих факто-
ров рассмотрение и проектирование открытых горных работ для
добычи рудных полезных ископаемых могут привести и приводят к
ошибочным техническим решениям при проектировании глубины
и площади карьеров.
В частности, они проявляются в непреднамеренном завыше-
нии достоинств открытого способа добычи (особенно в экономиче-
ской части) и в занижении негативных последствий (также в тех-
нико-экономических расчетах).
Хотя такой крен и мешал развитию подземного способа разра-
ботки рудных месторождений, научный и практический уровень
последнего был достаточно высок.
В данном случае важно отметить, что на передовых рудниках
объемы добычи руды и ее себестоимость были сопоставимы с со-
ответствующими показателями открытых рудников. Так, на швед-
ском подземном руднике «Кируна» добывают в год более 22 млн т
руды в год с себестоимостью ниже, чем в карьере; на шахте им.
Губкина себестоимость добываемой руды незначительно выше се-
бестоимости «карьерной» руды.
Такие примеры являются признаками того, что при современ-
ных возможностях техники и высоких технологий подземная до-
быча рудных полезных ископаемых стала альтернативой открытой
разработке по всем признакам.
История развития человечества до сих пор держалась на одном
и единственном постулате: наиболее полное использование при-
родных ресурсов, в частности, ресурсов Земли.
Более того, чтобы получить больше, чем дано, люди пытаются
изменять природу часто вопреки законам её развития.
Теперь уже хорошо известно, что сооружение крупных плотин
на больших реках приводит к существенным изменениям климата на
обширных территориях, а созданные при этом водохранилища, со-
поставимые по массе накопленной воды с естественными водоемами,
вызывают изменения в геотектонических процессах земной коры.
Укором инженерной деятельности по преобразованию природы
является исчезновение в течение нескольких десятилетий целого моря —
Аральского — и ухудшение климата всего региона. И так далее.
К подобной категории природопреобразующих относятся и
комплексы по открытой разработке рудных месторождений.
Усилиями лишь одного предприятия с такой технологией до-
бычи руды на поверхности земли сооружаются карьерные выемки
9
глубиной 400—500 м (иногда и более) с размерами по верху в не-
сколько километров. Для размещения вынутых пустых пород воз-
водят отвалы высотой более сотни метров на площади в десятки
тысяч гектаров.
Карьеры впоследствии становятся громадными каньонами, за-
полненными водой, а отвалы — серией пылящих холмов, отрав-
ляющих округу.
Конечно, соблазн удовлетворить свои нужды в энергии, сырье
и других потребностях более дешевыми средствами и легкими спо-
собами (хотя и варварскими по отношению к своей колыбели) у
людей были всегда и будут в будущем. О последствиях, как прави-
ло, не задумываются.
Однако со временем природа стала всё настойчивее напоминать
нам о том, что её необходимо оберегать. Постепенно люди стали по-
нимать, что беречь её — равносильно выживанию. Человечество
всё ближе подходит к черте дозволенного, за которой его ждут по
меньшей мере бедственное существование, а по большому счету —
гибель, постепенная или единовременная.
Реальные грозные предвестники такого финала уже вовсю гуляют
по планете: накопление углекислоты в земной атмосфере, становящие-
ся все более мощными и частыми землетрясения, цунами, наводне-
ния и торнадо, пыльные бури. Наметилась устойчивая тенденция к
уменьшению (по-существу, к вымиранию) населения на громадных
территориях: в Северной Америке, России, Европе, т.е. тех массивов
людей, которые менее приспособлены к ухудшению среды обитания.
Ко всем описанным процессам и их последствиям прямое от-
ношение имеет горная промышленность. Достаточно вспомнить, что
инженерная деятельность людей только в горно-добывающей про-
мышленности и строительстве по изменению ландшафта и по объе-
мам перемещений грунтовых масс сопоставима с природными про-
цессами. И прежде всего это касается открытых горных разработок.
Отмеченные недостатки открытой добычи руд будут подроб-
нее проанализированы далее. Здесь же заметим, что в научно-
производственной среде все чаще и громче раздаются голоса по
кардинальному сокращению объемов открытых горных работ.
Не оспаривая пока эту идею в целом, отметим, что её реализа-
ция потребует реструктуризации (назовем это так) рудодобываю-
щей промышленности на основе новых технологий и потребует,
конечно, немало времени.
10
Направление решения этой стратегической задачи просматри-
вается в максимальном сокращении разработки рудных месторож-
дений открытым способом с переходом на альтернативные спосо-
бы (скорее всего подземный и физико-химический).
Важнейшими граничными условиями решения этой проблем-
ной задачи будут сохранение (по меньшей мере) объемов добычи
полезных компонентов, содержащихся в рудах; сохранение (лучше —
сокращение) затрат на добычу и первичную переработку полезных
компонентов и резкое уменьшение вредного воздействия горных
работ на окружающую среду.
Но мы уже так увязли в доктрине преимущественного разви-
тия открытых горных работ, что потребуется, как было отмечено
ранее, много времени, больших научных разработок и средств для
создания равноценных по мощности и экономичности технологий.
В эту концепцию удачно вписывается хорошо зарекомендо-
вавшая себя комбинированная разработка месторождений.
Но роль и значимость карьера в составе комплекса комбинирован-
ной разработки уже другие, и по-другому формируются и качественно,
и количественно его технико-экономические параметры.
Комбинированная разработка месторождений полезных иско-
паемых как системное явление стала формироваться одновременно
с широким развитием открытой разработки, т.е. с 50-х годов про-
шлого столетия.
Первоначально перед ней ставилась задача доработки остав-
шихся в бортах и под дном карьера запасов после прекращения от-
крытых горных работ.
Однако вскоре выяснилось, что задача может быть сформули-
рована значительно шире: эффективность комбинированной разра-
ботки проявляется ещё в большей мере при различных вариантах
совмещения открытых и подземных добычных работ как в про-
странстве всего месторождения, так и во времени.
Обобщение и анализ уже накопившегося опыта и целенаправ-
ленные исследования подтвердили эти положения.
В конце 1950-х годов были заложены научные основы комби-
нированной разработки полезных ископаемых. В связи с этим пре-
жде всего называют имена таких ученых, как Б.П. Боголюбов, Б.В.
Юматов, В.В. Куликов, П.Э. Зурков, В.А. Щелканов, Ю.В. Демидов
и др. [2]. Работы в этом направлении с 1955 года проводит и автор
настоящего учебника.
11
В процессе исследований было установлено, что решающая
роль среди взаимодействующих факторов при комбинированной
разработке принадлежит геомеханическим процессам, сопровож-
дающим этот специфический способ разработки месторождения.
Вклад в решение отдельных задач этой проблемы внесли Б.П. Юма-
тов, В.В. Куликов, А.А. Вовк, Г.И. Черный, М.В. Рыльникова и др.
Анализ и обобщение проблем, многочисленные теоретические
и практические исследования по всему комплексу геомеханических
задач, характерных для комбинированной разработки рудных ме-
сторождений, выполнены автором настоящей работы.
По мере расширения географии и условий применения комби-
нированной разработки увеличивается массив научных исследова-
ний и область охвата ими всё более сложных процессов и явлений.
Полученные результаты позволяют выполнить на практике техно-
логические операции в обстоятельствах, которые еще несколько
лет назад казались непреодолимыми.
Все это в совокупности приводит к повышению эффективности
как комбинированной технологии в целом, так и подземной её состав-
ляющей, все более и более уменьшая долю открытых разработок.
Нет предпосылок того, что в ближайшие десятилетия удастся
полностью отказаться от открытой разработки руд. Более того, по
ряду причин это было бы неразумно.
Однако отрицательная экологическая и социальная нагрузка
горного производства на среду обитания должна быть и будет
уменьшена во много раз.
НАУЧНЫЕ ОСНОВЫ
КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКИ
РЭДНЫХ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Часть
I
1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ И ПОНЯТИЯ
Комбинированным называется способ разработки месторож-
дения твердых полезных ископаемых двумя или более принципи-
ально различными технологиями.
Критериальным признаком комбинированной разработки яв-
ляется применение указанных различных технологий горных работ
в зонах взаимного их геомеханического влияния.
Обязательное условие эффективности комбинированной раз-
работки — наличие единой схемы вскрытия месторождения для
всего периода его эксплуатации.
К принципиально различным технологиям, исторически сло-
жившимся и в различной степени применяющимся в горно-добы-
вающей промышленности, относят следующие: физико-механичес-
кие, физико-химические и химико-биологические.
Группа физико-механических технологий включает в себя тра-
диционные технологии открытой и подземной разработки месторожде-
ний, а также технологию разработки с использованием ядерного взрыва.
Сущность их состоит в механическом воздействии на моно-
литные или разрыхленные массивы руды с целью отделения от них
части с последующим дроблением и транспортированием руды к
месту переработки.
При физико-химических технологиях путем растворения, вы-
плавления, выщелачивания, обжига и других физико-химических про-
цессов преобразуют твердые рудные и нерудные полезные ископаемые
в жидкое или газообразное состояние, извлекают их в таком виде из
массивов горных пород и транспортируют на пункты переработки.
Химико-биологические технологии основаны на способности
определенных видов бактерий образовывать или разрушать некото-
рые минералы, преобразуя их до уровня полезных ископаемых, ко-
торые извлекают из недр одним из указанных ранее способов.
В результате сочетания во времени и в пределах одного месторо-
ждения различных технологий выделяются обобщенные варианты
комбинированного способа разработки:
1) совместная во времени и в пространстве открытая, подзем-
ная и физико-химическая отработка месторождения;
2) последовательная открыто-подземная или подземно-откры-
тая разработка; физико-химические способы могут присутст-
вовать в любом из этих под вариантов;
15
3) повторная разработка месторождения в любом сочетании
подземных, открытых и физико-химических способов.
С учетом высказанных пояснений по вариантам комбиниро-
ванной разработки уместно прокомментировать прозвучавшие ра-
нее определение и понятие.
Для однозначного понимания и толкования используемых тер-
минов и положений требуются четкие критерии как для распознава-
ния их, так и для размежевания с подобными или похожими.
В нашем случае с учетом этих условий определение рассматри-
ваемого способа можно сформулировать следующим образом.
Комбинированным называется способ разработки месторож-
дения несколькими принципиально различными технологиями,
осуществляемыми в зонах взаимного геомеханического влияния
при единой схеме вскрытия месторождения.
Из этого определения следует, что разработку месторождения
(одного и того же) нельзя будет отнести к категории комбиниро-
ванной, если оно не имеет единой схемы вскрытия и, что очень
важно, если различные технологии очистных работ (открытая раз-
работка, подземная добыча, физико-химические методы) не испы-
тывают взаимного геомеханического воздействия.
Вскрытие месторождения, как отмечает член-корр. РАН Л.А. Пуч-
ков, относится к категории системных, т.е. определяющих принципиаль-
ные характеристики выбранной технологии: системы разработки, транс-
портные коммуникации, схемы проветривания рудника и карьера и т.п.
И, наконец, о так называемых переходных зонах. Понятие о
них появилось в последние годы и предполагается как бы обяза-
тельность их в схемах комбинированной разработки.
Получается нонсенс. С одной стороны, проповедуется всё еди-
ное: и вскрытие, и технологические схемы, и т.д. С другой, — выде-
ляют переходную зону как особую структуру в схеме комбиниро-
ванной разработки. Дальше — больше: обособляя эту зону, реко-
мендуют для добычи руды в ней составлять отдельный проект.
Тем самым обесценивается в целом идея единого технологиче-
ского пространства — основы комбинированной разработки и не-
оправданно осложняются геомеханические, технологические и
экономические процессы.
Таким образом, сам факт появления переходной зоны является
показателем некачественности схемы вскрытия или схемы комби-
нированной разработки месторождения в целом.
16
Между тем переходная зона (если она появляется) — это из-
держки последовательного перевода добычных работ с открытой
технологии на подземную. То есть предполагается, что сначала по
самостоятельному проекту открытым способом отрабатывается
верхняя часть залежи, а затем составляется самостоятельный
проект на доработку месторождения подземным способом. А где-
то на промежуточных этапах спонтанно может вклиниться физико-
химическая технология. Значит может появиться ещё одна непред-
виденная (значит — неподготовленная) переходная зона.
В итоге утрачиваются многие достоинства комбинированной
разработки как единой технологии в едином пространственно-
временном поле.
Следовательно, в едином проекте комбинированной разработ-
ки месторождения следует избегать переходных зон, а в проектах
развития уже существующих разработок (открытых или подзем-
ных), если не удается избежать появления переходных зон, то объ-
емы их должны быть сведены к минимуму.
Правда, в учебниках всё излагается так, как и должно быть. И
это — правильно. Практика, однако, отличается и часто весьма су-
щественно от теории. Это касается не только переходных зон. И
вот почему.
Даже если абстрагироваться от влияния природных, социаль-
ных и им подобных факторов на технологию и экономику разра-
ботки рудных месторождений, существует ряд специфических на-
чальных условий, определяющих схемы и результативность ком-
бинированной разработки.
Во-первых, в нашей стране, да, пожалуй, и в мире, не существу-
ет ещё предприятия, которое было бы изначально спроектировано и
его деятельность реализована по такой схеме комбинированной раз-
работки, о которой говорится в этом разделе.
Во-вторых, и это главное, все действующие предприятия, на
которых воплощается идея комбинированной разработки, начина-
лись как самостоятельные карьер или подземный рудник и затем
спустя много времени подключали альтернативную технологию
для доработки запасов руд.
Из изложенного следует, что горно-рудная промышленность
пока не может похвастаться примером использования комбиниро-
ванного способа разработки «в чистом виде».
СПГГИ (ТУ)
ГЛАВНАЯ
БИБЛИОТЕКА
17
Тем не менее, даже не полное, иногда фрагментарное примене-
ние этого способа освоения рудных месторождений демонстрирует
его достоинства настолько очевидно, что комбинированная техноло-
гия бурно развивается, а подчас становится единственным вариан-
том решения проблемы отработки запасов руд.
Существует еще понятие «повторная разработка рудных ме-
сторождений». Такой вариант освоения запасов руд предполагает,
что на месторождении ранее, как минимум однажды, уже добывали
полезное ископаемое каким-то из существовавших в то время ме-
тодов. Назовем эту разработку первичной.
По каким-либо важным в тот период причинам добыча полез-
ного ископаемого была прекращена.
Спустя определенное время условия (политические, социальные,
экономические, технологические и пр.) изменились, и люди, вспом-
нив о существовании этого месторождения, возвращаются к нему.
Следует заметить, что целью повторной разработки месторож-
дения могут быть не всегда те полезные ископаемые, которые до-
бывали в первом случае (т.е. при первичной разработке), а совер-
шенно другие.
Такое в истории рудодобывающих предприятий встречается
весьма часто. Например, на многих полиметаллических рудниках
Алтая и Сибири ранее (десятки и сотни лет назад) добывали золото,
серебро, позже — медь. Некоторые из них были объектом добычи
железных руд из так называемой «железной шапки» — карбонат-
ных руд, покрывающих сверху основные залежи.
Другой особенностью месторождений, намеченных к повторной
разработке, становится необходимость весьма тщательной разведки
и обследования состояний не только оставленных запасов руд, но и
уже разрабатывавшегося шахтного (или карьерного) поля, особенно
в тех случаях, когда документация о предшествовавших горных ра-
ботах не сохранилась или не совсем полная.
Повторная разработка таких месторождений представляет собой
по-существу разновидность комбинированной разработки, когда
первичные и повторные горные работы разобщены во времени, но
выполняются в пределах одних и тех же шахтных (карьерных) полей.
Намеченное к повторной разработке месторождение во всем
остальном не отличается от других (т.е. еще не затронутых горны-
ми работами) и может осваиваться с помощью открытой, подзем-
ной и комбинированной технологий.
18
Однако следует подчеркнуть, что вследствие отмеченных ранее
обстоятельств в геомеханическом отношении повторная разработка
месторождений во многом аналогична комбинированной в части
возникающих процессов, ситуаций и методов решения задач.
В связи с изложенным возникает следующее замечание. Ино-
гда в комплекс повторной разработки включают переработку отва-
лов карьеров и рудников. Согласиться с этим нельзя, так как пере-
работка отвалов не включает в себя процессов горных работ. А
представляет лишь утилизацию отходов производства. Аналогич-
ной процедуре подвергают также и отходы металлургических заво-
дов, химических предприятий, теплоэлектростанций и т.п., эту
процедуру к горному производству отнести уж никак невозможно.
Когда несколько лет назад автор выступал с докладом по
этой теме, один из слушателей упрекнул его в том, что никакой
новой концепции комбинированной разработки месторождений
не было представлено. Несколько удивившись тогда такому вос-
приятию доклада, автор заметил, что речь шла об особенностях
комбинированного способа. Теперь можно добавить: об особен-
ностях, совокупность которых является основанием для рассмот-
рения комбинированного способа в качестве самостоятельного
способа освоения месторождения, отличающегося как от откры-
того, так и от подземного.
Таким образом, комбинированный способ — это не простое
механическое сочетание одновременной или последовательной
отработки одного месторождения открытым или подземным спо-
собами. Комбинированная разработка — это самостоятельная
система освоения запасов полезных ископаемых на месторожде-
нии с присущей только ей идеологией горного производства,
формирующей требования к закономерностям управления гео-
механическими, технологическими и финансово-экономичес-
кими процессами.
Только такой подход позволяет выявить (увидеть) во всей
полноте особенности комбинированного способа, использование
которого повышает на порядок эффективность освоения месторож-
дения, нежели любой из названных ранее способов. Рассмотрим и
проанализируем некоторые особенности комбинированного спосо-
ба разработки рудных месторождений.
2. ПРЕДПОСЫЛКИ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Тенденции развития определенных технологий в горно-рудной
промышленности являются следствием формирования некоторой
совокупности предпосылок, отражающих как отраслевые, так и
общегосударственные интересы.
Рассматривая эту проблему с позиций развития комбиниро-
ванного способа разработки рудных месторождений, можно выде-
лить следующие предпосылки.
1. Специалистами отмечается определяющийся кризис откры-
того способа разработки в современном его виде.
База развития открытой разработки в виде крупных припо-
верхностных рудных залежей все более сокрашается (и в значи-
тельной степени сократилась), а прирост запасов в подобного типа
месторождениях отстает от их погашения.
Между тем, достоинства открытого способа проявляются
главным образом при значительных масштабах производства на
карьерах больших размеров.
Однако и в карьерах с подобными параметрами остается не-
решенным комплекс вопросов, связанный с их большой глубиной и
проблемами экологического и социального порядка.
Отмеченные и другие сложности не могут не влиять (и уже
влияют) на развитие открытого способа разработки на протяжении
ближайших 20—25 лет.
Не углубляясь в анализ этого процесса, который предполагает-
ся более детально сделать в последующих разделах, отметим пока
тенденцию к сокращению геометрических параметров карьеров
(особенно глубины). Причем в качестве технологии, компенси-
рующей неизбежное уменьшение объемов добычи руды, все чаще
привлекается комбинированная разработка.
Есть основания считать, что в течение ближайших десятилет-
ней комбинированная разработка займет доминирующее положе-
ние в рудодобывающей отрасли. Причем, если в этой системе и бу-
дут применять открытые горные работы, то предпочтение отдадут
карьерам средних и малых размеров.
2. При проектировании горно-добывающего предприятия и по-
следующей разработке месторождения одной из важнейших задач
20
считается достижение наибольшей интенсивности отработки запа-
сов полезных ископаемых.
При решении этой проблемы требуются громадные усилия уче-
ных, проектировщиков и конструкторов, строителей и эксплуатаци-
онников для обоснования и обеспечения максимально возможной
производственной мощности горно-добывающего предприятия, со-
вершенствования технологии добычных работ, конструирования вы-
сокопроизводительной горной техники.
Однако ввиду специфичности горного производства весь этот
огромный труд приводит к повышению интенсивности отработки
месторождения на единицы, в лучшем случае — на десятки про-
центов.
Кардинальное решение такой задачи возможно только путем
перевода горно-добычных работ на принципиально новые техноло-
гии. Одной из таких технологий является комбинированная разра-
ботка рудных месторождений.
Увеличение интенсивности отработки месторождения в этом
случае достигается не только за счет арифметического сложения
мощностей карьера, подземного рудника и физико-химического
производства, но и из-за качественного изменения и улучшения
технологий перечисленных составляющих предприятия вследствие
взаимного позитивного влияния.
Количественная оценка этих качественных изменений будет
проанализирована и показана в следующих разделах.
Здесь следует отметить, что при правильном отражении в еди-
ном проекте и использовании на практике достоинств комбиниро-
ванной разработки интенсивность отработки может быть увеличена
в 1,5—2 раза.
3. Большинство рудных месторождений распространяются на
значительную (до 800—1000 м и более) глубину.
Для открытой разработки такие глубины являются запредель-
ными. И не потому, что невозможно построить карьер такой и даже
большей глубины. В мире есть единичные примеры таких «монст-
ров». Но они за пределами технической, экономической и экологи-
ческой целесообразности.
Практика показывает, что с указанных позиций рациональная глу-
бина карьера не должна превышать 400 м. А если месторождение про-
должается на глубину 800—1000 м и более, и последующая подземная
21
добыча руды очевидна, то, как будет показано далее, глубина карь-
ера в пределах 270—300 м наиболее рациональна.
Таким образом, даже предварительный анализ морфологии и
условий залегания рудных залежей позволяет видеть неизбежность
и целесообразность применения комбинированной разработки ме-
сторождения, если оно залегает на глубину более 400 м.
То же можно сказать и о месторождениях, представленных за-
лежами сложной формы, имеющими многочисленные и протяжен-
ные апофизы как по глубине, так и по простиранию.
Присутствие на таких месторождениях больших прослоев пус-
тых пород или некондиционных руд делает открытую разработку в
широких масштабах невыгодной.
В таких ситуациях наиболее эффективной оказывается комби-
нированная разработка с одним (или несколькими) сравнительно
небольшими карьерами и подземным рудником для отработки руд
под дном и в бортах карьеров.
4. Во многих случаях выбор способа разработки рудного ме-
сторождения определяется условиями на земной поверхности.
Здесь мы не будем рассматривать ситуацию, когда строительст-
во карьера принципиально невозможно в связи с расположением на
земной поверхности непосредственно над рудным месторождением
сложных природных объектов (крупные реки, озера, море, нацио-
нальные парки и др.) или крупных инженерных сооружений (заводы,
энергетические объекты, города, дамбы, плотины и т.п.).
Ясно, что в такой ситуации невозможна отработка залежи как с
помощью крупного высокопроизводительного карьера, так и комби-
нированным способом (сочетание подземной и открытой добычи).
Однако в ряде случаев комбинированная (в открыто-подземном
варианте) разработка вполне может быть реализована, если карьер
имеет сравнительно небольшие размеры по верхнему контуру (а
значит и в глубину) и работает по замкнутому циклу: например, без-
отвальная технология или с полностью внутренним отвалообразова-
нием, или полностью засыпаемый и рекультивируемый карьер и т.п.
Такой подход поможет сохранить объекты на земной поверх-
ности, а подземный рудник, используя карьерное пространство для
вскрытия своей части залежи, и открытые горные выработки про-
явят все достоинства комбинированной разработки.
И такой вариант, что подтверждается расчетами, все-таки
лучше, чем только подземная разработка, несмотря на весьма огра-
ниченное здесь развитие открытого способа.
22
5. Наконец такой важный аспект освоения месторождения, как
экология. Часто под этим подразумевают только вредное (нередко — гу-
бительное) воздействие на окружающую природную и социальную
среду вредных выбросов, стоков и отходов производства. Безусловно,
эта сторона разработки месторождения заслуживает изучения и выра-
ботки мер по предотвращению или уменьшению этих проявлений.
Однако освоение месторождений твердых полезных ископаемых
имеет и другие специфические особенности экологических последст-
вий производства. Более того, они в нашем случае проявляются в
меньшей степени в виде отмеченных ранее экологических негативов.
Здесь можно говорить об осознанном и целенаправленном разруше-
нии природной среды. При открытой разработке месторождения речь
идет о серьезном изменении рельефа территории, соразмерном по
объемам перемещаемых масс с природными явлениями. Достаточно
отметить, что большинство карьеров, добывающих руду, имеют раз-
меры по поверхности от нескольких сотен метров до нескольких ки-
лометров, а глубину до 500 м и более. Отвалы пустых пород, достигая
высоты в сотни метров, занимают площади до нескольких тысяч гек-
тар. После завершения горных работ карьерные выемки заполняются
не лучшей по качеству водой, образуя громадные водоемы.
Так называемые нагорные карьеры сводят на нет или в значитель-
ной мере «съедают» громадные массивы гор. Наглядные тому примеры
имеют место на месторождениях Магнитогорском, Эрдэнет, Тырныа-
узском, Чукикамата, Апатиты и многих других. В результате меняются
не только ландшафт территории, но и геологические, гидрогеологиче-
ские и гидрологические процессы, происходящие в её пределах, меня-
ется климат и другие составляющие природной и социальной среды.
Значительно меньшее, характерное для горно-добывающего
производства влияние оказывает на окружающую среду подземная
разработка месторождения. Изменения в природной среде здесь про-
являются, главным образом, в подземном пространстве. Но при этом
необходимо подчеркнуть, что при подземном способе добычи про-
изводится селективная выемка только рудной массы, и это коренным
образом отличает его от открытого способа. Естественно, что в связи
с этим влияние подземной разработки на геологическую среду и
процессы, происходящие в ней, будут минимальными. Что касается
обводненных месторождений, то вынужденное осушение их оказы-
вает практически одинаковое негативное влияние на окружающую
среду как при открытом, так и при подземном способах добычи руд.
23
Влияние подземной разработки на земную поверхность значи-
тельно меньше, и проявляется оно в виде провалов в зонах обрушения
налегающих пород (лишь при системах с обрушением руд и пород).
Экономическая оценка вредного воздействия горно-добываю-
щего производства на окружающую среду при открытом или под-
земном способе разработки месторождения должна быть выполнена
по совокупности аспектов как общетехнических, так и характерных
только для этого горного предприятия.
Произведя экономический, технологический анализ социально-
экологических последствий горных разработок, можно найти такое
соотношение составляющих комбинированную разработку техноло-
гий, которое может оказаться оптимальным.
Вследствие довольно больших пока затрат на подземную добы-
чу руд в сравнении с затратами на открытую, комбинированная раз-
работка будет какое-то время наиболее приемлемой технологией ос-
воения недр.
Есть основания считать, что в течение ближайших десятилетний
этот способ разработки займет доминирующее положение в горно-
рудной практике с тем, чтобы уступить место в последующем под-
земному способу разработки рудных месторождений.
Следует, однако, обратить внимание на то, что на протяжении
прошедших двух-трех десятилетий подземные разработки руд де-
монстрируют значительный прогресс. Их можно даже назвать
революционным.
Существует уже немало примеров того, что тенденция к пре-
имущественному применению подземного способа реализуется и
на практике. Так, на известном железорудном предприятии Киру-
на (Швеция) уже сейчас добывают более 22 млн т руды в год с се-
бестоимостью, равной себестоимости руды, в карьере. Это позво-
лило руководству предприятия планировать в ближайшие годы
добычу до 25 млн т в год, отказавшись от комбинированного спо-
соба как пройденного этапа.
Как уже отмечалось, есть подземные рудники, где себестои-
мость добытой руды незначительно отличается от себестоимости
руды на открытых работах (например, шахта им. Губкина на КМА).
А если рассматривать месторождения особо ценных руд и пере-
считать расходы на добычу единицы полезного компонента (алмазов,
коренного золота, полиметаллов, вольфрама с молибденом, урано-
вой смолки и т.п.), то подземный способ оказывается значительно
экономичнее.
24
Таким образом, ретроспективный анализ изложенного приво-
дит к мысли о том, что в области добычи твердых полезных иско-
паемых (в частности, руд) из земных недр стратегически обуслов-
ленным становится постепенный отказ от открытого способа раз-
работки месторождений и переход на логически более оправдан-
ный подземный способ.
В ракурсе этой наметившейся и уже реализуемой стратегии
комбинированная открыто-подземная разработка является по-
существу переходным этапом. Она призвана без снижения валовых
объемов добычи рудных полезных ископаемых способствовать
развитию мощной индустрии подземной добычи с помощью руд-
ников-гигантов типа Кируны, Яковлевского на КМА (проектной
мощностью более 20 млн т руды в год) и др. Однако не нужно ду-
мать, что этот этап займет меньше нескольких десятков лет.
Изложенное не означает, что карьеры исчезнут совершенно как
горная выработка для добычи руд. Имеется множество мелкозале-
гающих залежей (россыпные месторождения золота, олова, место-
рождения декоративных и облицовочных пород и т.п.), добыча кото-
рых будет целесообразна в карьерах, сравнительно неглубоких, при-
емлемых с экологической точки зрения и легко рекультивируемых.
Что касается комбинированных способов, то более рациональ-
ным представляется в дальнейшем сочетать в них подземные раз-
работки руд с физико-химическими технологиями извлечения по-
лезных компонентов.
3. КЛАССИФИКАЦИЯ СХЕМ
КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ
месторождений
Комбинированная разработка — это самостоятельный способ
извлечения полезных ископаемых из недр в пределах одного ме-
сторождения.
В основу обособления отдельных схем комбинированной раз-
работки принимаются принципы пространственного и временного
сочетания открытого, подземного и физико-химического методов
добычи руд.
Принципы, положенные в основу классификации разновидно-
стей комбинированной разработки, предполагают соблюдение
25
важнейших признаков этого способа освоения запасов руд место-
рождения, а именно: использование различных технологий ведения
горных работ в зонах их взаимного геомеханического влияния и
наличие единой схемы вскрытия месторождения.
Классификация, отражающая отмеченные признаки, приведена
на рис. 3.1.
Заметим, что схемы повторной разработки рудных месторож-
дений укладываются в приведенную классификацию разновидно-
стей комбинированной разработки, т.к. характеризуются такими же
признаками с соблюдением одинаковых принципов ведения до-
бычных работ. Некоторые технологические и геомеханические
особенности повторной разработки не искажают общей картины
принятой классификации.
В научно-технической литературе встречаются предложения по
классификации вариантов комбинированной разработки рудных ме-
сторождений, где в качестве критериальных принимаются частные,
хотя и важные для горных технологий, но не имеющие принципиаль-
ного влияния на комбинированную разработку признаки.
Примечание: Физико-химические технологии могут присутствовать в любом масштабе в
каждой из указанных разновидностей комбинированной разработки.
Рис. 3.1. Классификация разновидностей комбинированной разработки рудных
месторождений
26
К таким признакам можно отнести характеристики состояния
массивов руд и пород (обрушенные, монолитные, частично обру-
шенные, устойчивые и т.д.); стадийность освоения месторождения
(стадии строительства, эксплуатации, завершения и др.); частичное
или полное совмещение различных технологий (например, откры-
тых и подземных); условия залегания рудных залежей (например,
угол наклона); виды применяемого оборудования и т.д.
Такой подход вследствие излишней детализации принципи-
альных признаков не улучшает систему классификации разновид-
ностей комбинированной разработки, а неоправданно усложняет её,
отвлекая внимание от решения стержневых задач.
4. ЗАПАСЫ РУД МЕСТОРОЖДЕНИЯ,
ПОДЛЕЖАЩЕГО КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКЕ
Запасы руд месторождения, предназначенные для комбиниро-
ванной разработки, условно можно разделить на три группы: карь-
ерные 1, прикарьерные 2 и шахтные 3 (рис. 4.1). В отдельных слу-
чаях выделяют подгруппы прибортовых 2а и подкарьерных 26 за-
пасов. Но это делается только в том случае, если подкарьерный
участок 26 отрабатывается с опережением относительно смежных с
ним нижних частей прибортовых запасов 2а.
Рис. 4.1. Группы запасов месторождения при комбинированной разработке
27
Нужно заметить, что принятое группирование запасов руд ме-
сторождения здесь не пустая формальность.
Как будет показано в следующих разделах, каждый из обозна-
ченных участков характеризуется отличными от других геомеханиче-
скими условиями и соответственно технологиями горных работ.
При отработке рудных месторождений формируются проектные
потери, зависящие в основном от сложности контуров рудных тел.
Потери (эксплуатационные) также образуются при ведении
очистных работ в карьере и блоках подземного рудника.
Эти потери и участки полезных ископаемых, труднодоступные
для выемки традиционными открытыми и подземными технология-
ми, могут стать объектами физико-химических методов добычи по-
лезных компонентов руд.
5. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭФФЕКТИВНЫХ
СООТНОШЕНИЙ ОБЪЕМОВ РАЗЛИЧНЫХ
ТЕХНОЛОГИЙ ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКЕ
В связи с широким распространением комбинированной раз-
работки рассматриваемая задача в сформулированном здесь виде
или в несколько ином звучании всё чаще становится предметом ис-
следований и публикаций в научно-технической литературе.
И тем не менее нельзя считать, что получены достаточно удов-
летворительные ее решения. К существующим по этому поводу
предложениям возникают замечания как в части постановки задачи,
так и по методам и результатам решения.
В связи с ещё существующей в этой проблеме значительной
неопределенностью изложенные в настоящей книге соображения
носят не столько критический, сколько аналитический характер и
направлены на поиск наиболее приемлемых путей решения этой
непростой комплексной задачи.
5.1. УСЛОВИЯ РЕШЕНИЯ ЗАДАЧИ
По постановке задачи. Практически во всех публикациях, по-
священных комбинированной разработке месторождений, в каче-
стве ключевой рассматривается задача определения некоторой го-
ризонтальной плоскости на уровне дна предельного контура карье-
ра, которая и принимается за границу между открытыми и подзем-
ными разработками.
28
Если задача решается на стадии проектирования, то посредст-
вом сравнения двух-трех вариантов получают наиболее приемле-
мую («оптимальную») глубину карьера.
Однако в бортах карьера при этом остаются значительные за-
пасы руды, которые при таком подходе трудно учесть.
С другой стороны, задача решается как плоская, т.е. привязана
к определенному вертикальному сечению рудной залежи (как пра-
вило, вкрест простирания) и поэтому не отражает изменений пара-
метров месторождения и карьера по простиранию (как, впрочем, и
вкрест простирания по другим сечениям залежи).
Кроме того, следует иметь в виду, что границы участков меж-
ду открытой и подземной технологиями могут быть не плоскими, а
более сложными по форме, иногда даже не сплошными.
Следовательно, представленная задача должна быть решена как
объемная с учетом всей сложности морфологии рудной залежи, а также
прослоев пустых пород или некондиционных руд, осложняющих веде-
ние горных работ и получение достоверных показателей потерь и разу-
боживания как при эксплуатации, так и при проектировании (рис. 5.1).
По комплексности учета действующих факторов. Решение
рассматриваемой задачи во всех предложенных методиках основа-
но на анализе только экономических показателей выбранных вари-
антов комбинированной разработки.
Между тем, при ведении горно-добычных работ имеют место
специфические процессы, которые не всегда поддаются экономи-
ческой оценке, но существенно влияют на технологии горных ра-
бот и их параметры и в конечном счете могут кардинально изме-
нить решения, принимаемые на основе экономических расчетов.
К ним можно отнести геомеханические процессы, гидрогеологи-
ческие явления, экологические аспекты и др. Эти факторы не во всех
случаях под даются экономической оценке.
Пренебрежение влиянием подобных факторов на решение на-
шей задачи может привести к искаженным или ошибочным выводам.
По интерпретации границ между различными технология-
ми. Как было отмечено, в большинстве случаев в результате эко-
номических расчетов обозначается горизонтальная плоскость, ори-
ентировочно разделяющая месторождение на верхнюю часть, отра-
батываемую открытым способом, и нижнюю, разрабатываемую
подземным способом.
Но это не означает, что граница между указанными техноло-
гиями должна во всех случаях приниматься горизонтальной, хотя
29
Рис. 5.1. Схема отработки кимберлитовой трубки «Удачная»:
/, 2 и 3 — стволы: клетевой (воздухоподающий), скиповой (воздуховыдающий) и вентиляционно-вспомогательный (воздухоподающий): 4
вентиляционные восстающие: 5 — вскрывающие уклоны из карьера: б — спиральный съезд: 7 — карьер
бы потому, что положение её в пространстве фиксируется эконо-
мическими расчетами с погрешностью не менее ±15—20%.
Следовательно, проектировщики вправе по меньшей мере в этих
пределах принимать её, например, наклонной, ступенчатой, криволи-
нейной и т.п. в зависимости от других, отмеченных ранее факторов.
А если учесть, что на многих месторождениях в бортах карье-
ра остаются значительные (иногда до поверхности) запасы, то гра-
ница между открытыми и подземными разработками и вовсе ста-
новится причудливой, форму которой экономическими расчетами
определить затруднительно.
Таким образом, мы вновь приходим к мысли о том, что при
комбинированной разработке месторождения экономические рас-
четы необходимо выполнять не для отыскания границы между
двумя (или более) технологиями, а для определения оптимального
соотношения запасов руды, извлекаемых различными способами.
Что касается границ между ними, то эта задача становится чисто
технической и решается на следующем этапе проектирования техно-
логическими, геомеханическими и экологическими методами.
Например, такая задача: при заданных (определенных на пер-
вом этапе экономическими расчетами) запасах руд, намеченных к
разработке открытым способом, определяются проектные парамет-
ры карьера, т.е. его размеры, глубина, углы наклона откосов бортов,
производительность, срок службы и т.д.
По точности и степени детализации решения. Наконец, о
результатах расчетов по определению положения границы между
областями различных технологий.
Показатели точности, достоверности, надежности, приводи-
мые авторами при оценке предложенных ими методик решения за-
дачи, не отражают абсолютные величины качества полученных ре-
зультатов. Они представляют собой лишь оценку показателей ап-
парата предложенного метода.
Между тем, речь идет об абсолютных значениях денежных пото-
ков, эффективности инвестиций, суммы прибыли, которые в большой
мере зависят от успешного решения проблемы рационального распре-
деления различных технологий в составе комбинированной разработки.
Поэтому оценка качества результатов решения должна отра-
жать накопительную погрешность всех участвующих в методике
исходных данных, начиная с разведки месторождения, и эта по-
грешность может достигать 30—40 % рекомендуемых величин.
31
Изложенные в подразд. 5.1 положения подсказывают целесо- •
образный уровень детализации решения рассматриваемой задачи.
Специфика пространственного положения, морфологии рудных
залежей и способов открытой и подземной их разработки такова, что
граница между различными технологиями не должна быть в общем
случае плоской (в плоской задаче — прямолинейной). Разумеется, это
усложняет определение её местоположения.
Излишняя детализация в определении границы и намерение уста-
новить её «точное» положение могут неоправданно усложнить решение.
Поэтому важно найти принципиально правильное направление
решения и получить результаты в достаточном приближении.
При этом следует помнить, что финансовые и экономические
вопросы представляют, хотя и важную, но лишь часть факторов,
влияющих на положение искомой границы.
5.2. Определение соотношений запасов
МЕСТОРОЖДЕНИЯ, ОТРАБАТЫВАЕМЫХ РАЗЛИЧНЫМИ
ТЕХНОЛОГИЯМИ
Опираясь на положения, изложенные ранее, рассмотрим прин-
ципы решения объемно-пространственной задачи по определению
соотношений запасов руд месторождения, добываемых различны-
ми технологиями при комбинированной разработке.
Решение задачи можно направить по одному из двух путей.
Первый — математический метод оптимизации — более строгий,
но содержит вероятность грубых ошибок при попытке синтезиро-
вания оценки влияния на результат явлений различной природы.
Здесь, как и в любой задаче в области естественных наук, все
исходные данные (т.е. численные выражения влияющих факторов)
необходимо привести в единую систему измерений, а результаты
вычислений оценивать по единым критериям.
Ранее нами было определено, что основными действующими
влияющими факторами являются экономические (в частности, ин-
вестиции, срок их окупаемости и текущие затраты на добычу руды),
геомеханические, технологические и социально-экологические.
А едиными критериями оценки их влияния на результат реше-
ния задачи приняты дисконтированный доход, или дисконтирован-
ная прибыль.
Второй путь решения задачи предполагает последовательную
оценку влияния указанных действующих факторов на конечный ре-
зультат.
32
В этом случае первоначально оценивают влияние экономиче-
ских факторов на результат, на соотношение запасов, отрабатывае-
мых различными технологиями (например, открытой и подземной).
Затем полученный результат (рекомендации) оценивают по-
следовательно с геомеханической, технологической и социально-
экологической позиций.
Вследствие несовершенства (скорее отсутствия) методик ре-
шения задачи по первому пути за основу принимаем второй.
Прежде чем приступить к решению задачи по определению
соотношения запасов месторождения, отрабатываемых различны-
ми технологиями, необходимо проанализировать важнейшие пара-
метры, от которых зависят искомые результаты.
5.2.1. Оценка запасов месторождения
Проектированию горно-добывающего предприятия, а следова-
тельно, и определению его параметров предшествует утверждение
запасов руд месторождения. Для этого предприятием (заказчиком)
совместно с выбранным им генеральным проектировщиком со-
ставляется технико-экономическое обоснование (ТЭО) кондиций
на разработку месторождения, выполненное на основе материалов
геолого-разведочных работ.
ТЭО кондиций — это обширный документ из нескольких то-
мов пояснительной записки и десятков листов графического мате-
риала, содержащих по существу сокращенный предварительный
вариант проекта горно-добывающего предприятия.
На основе экспертной оценки и обсуждения представленных
материалов Государственная комиссия по запасам Российской Фе-
дерации (ГКЗ РФ) утверждает основные кондиции на разработку
месторождения, в число которых, как правило, входят (например,
для многокомпонентных руд):
• бортовое содержание и, %, натурального основного полезно-
го компонента или %, условного основного компонента
(здесь &пр i — коэффициент приведения, см. далее; т, — со-
держание 1-го сопутствующего компонента); '
• минимальное промышленное содержание для подсчетного
блока условного основного компонента;
• коэффициенты приведения содержаний сопутствующих ком-
понентов к основному &пр/;
33
• максимальная мощность пустых пород или некондиционных
руд, включаемая в подсчет запасов;
• минимальная мощность рудных тел, включаемая в подсчет
запасов;
• балансовые и промышленные запасы руд;
• бортовое содержание забалансовых руд;
• природные сорта руд с указанием содержания сопутствую-
щих компонентов;
• запасы сопутствующих компонентов, подсчитываемые в за-
балансовых рудах.
Решением ГКЗ РФ могут быть утверждены и другие показате-
ли, характерные для данного месторождения (например, допусти-
мое содержание вредных примесей).
Для однокомпонентных руд, например, для алмазоносных кимбер-
литов приведенный перечень кондиций значительно проще и короче,
хотя в этом случае утверждаются другие разновидности кондиций.
Важной характерной особенностью рудных месторождений яв-
ляется пространственная неравномерность оруденения, значительно
осложняющая усреднение добываемой рудной массы с целью подачи
на обогатительную фабрику стабильного по качеству сырья.
Наиболее эффективно задачи усреднения добываемых рудных
потоков решают посредством целенаправленной отбойки в очистных
забоях рассчитанных объемов руды определенного качества и после-
дующего их перемешивания до однородной необходимой кондиции.
Это довольно сложный и тонкий процесс, требующий прежде
всего надежной начальной информации о качестве руды в массиве.
Для получения этих данных производят геолого-разведочные и
эксплуатационно-разведочные работы. Используя полученные
данные, на какой-либо плоскости (например, на уровне эксплуата-
ционного горизонта) строят план с числовыми отметками, соответ-
ствующими показателю качества (содержанию определенного
компонента в руде).
Однако более нагляден и удобен для пользования полученный
методами геометрии недр план изменения содержания в виде изо-
линий (рис. 5.2).
Планы в изолиниях представляют собой в данном случае сле-
ды пересечения горизонтальными плоскостями через равные по
вертикали расстояния некоторой поверхности топографического
порядка, отражающей изменение в пространстве качества руды в
массиве (содержания компонента).
34
Рис. 5.2. Горизонтальные сечения залежи с изолиниями средних содержаний ме-
талла (Зыряновский рудник) [15]
При наличии многокомпонентных руд можно построить такие
графики по содержанию каждого компонента. Однако, если их дос-
таточно много (например больше двух-трех), использование таких
35
графиков в изолиниях для планирования добычных работ может
вызвать затруднения.
На практике в этой ситуации используют метод приведения
сопутствующих компонентов к одному, основному.
Здесь возможны два варианта решения: 1) выявление корреля-
ционной связи между компонентами, затем установление числен-
ных значений их содержания по содержанию основного компонен-
та; 2) установление стоимостной зависимости (коэффициента при-
ведения) минимально-промышленных содержаний второго, третье-
го и других компонентов от минимально-промышленного содер-
жания основного компонента.
Например, специалисты Гипроцветмета применительно к од-
ному из полиметаллических месторождений установили следую-
щую зависимость для определения минимально-промышленного
содержания основного компонента Zn:
(с„+с.+с^,+с.ндр + »)100
д[1-(Ч+ЛЛ(1+Л))](1-Р)£о’
где Сд — себестоимость добычи 1 т руды без платы за недра (вос-
произведение минерально-сырьевой базы); Со — себестоимость
обогащения 1 т руды; Со/Ки Свн.пр— рбщекомбинатские и внепроиз-
водственные расходы на 1 т руды; Н — налоги, не входящие в
структуру себестоимости; Цк— цена 1 т основного компонента в
концентрате; Ео — извлечение при обогащении; Р — разубожива-
ние руды при добыче; П — потери руды при добыче; Ад — пони-
жающий коэффициент; NH — норматив платы за недра; NB — нор-
матив отчислений на воспроизводство минерально-сырьевой базы.
Коэффициенты приведения второго, третьего (Си, Аи) и т.д.
компонентов к условному первому компоненту Zn представляют
соотношения знаменателей формул расчета минимально-промыш-
ленного содержания соответствующего компонента к основному
Zn. Так, для примера, второго Си и основного Zn:
Таким же образом можно получить Ку\, Кщ и т.д., то есть
^Au/Zn, KAg/Zn И Т.Д.
36
В соответствии с расчетами специалистов Гипроцветмета получено:
<7min.Zn>% ^Au/Zn ^Ag/Zn
5,394 1,579 0,210 0,0071
В ходе дальнейших расчетов мы убедимся, что при технико-
экономическом анализе проиллюстрированный стоимостной вари-
ант учета корреляции минимально-промышленных содержаний
многокомпонентных руд удобнее, нежели первый, т.е. с натураль-
ными показателями. Это особенно важно, когда часто и резко из-
меняются цены и спрос на рудное сырье.
Ранее отмечалось, что только в двух случаях можно совершен-
но определенно отбросить идею комбинированной разработки, и
оба эти случая связаны только условиями залегания рудных тел.
Первый из них относится к рудным телам, залегающим на отно-
сительно небольшой глубине (порядка 200—300 м). Если мощность
покрывающих рудную залежь пород невелика, то здесь вполне
приемлема лишь открытая разработка. Когда покрывающие породы
имеют большую мощность, то уместна только подземная разработка.
Второй случай относится к слепым рудным телам, которые бе-
рут начало на большом расстоянии от земной поверхности и рас-
пространяются на значительную глубину. В этих условиях уместна
только подземная разработка.
Во всех остальных случаях возможно применение комбиниро-
ванной разработки.
Здесь не анализируется физико-химическая технология, при-
менение которой требует специфических условий.
5.2.2. Выбор производственной мощности предприятия
Основные положения
Необходимо обосновать производственную мощность пред-
приятия в целом, эксплуатирующего месторождение комбиниро-
ванным способом в формате наиболее распространенного горно-
обогатительного производства.
В настоящее время при проектировании принято с учетом ры-
ночных условий определять производственную мощность предпри-
ятия в два-три этапа.
Однако первоначально заказчиком устанавливается конечная
цель, обязательная при выполнении всех этапов (а возможно — и
вариантов).
37
Чаще всего в качестве конечной цели проекта обозначают по-
лучение максимальной валовой прибыли.
Вместе с тем такая конечная цель может и не быть исключи-
тельной и единственной. В зависимости от интересов заказчика в
конкретной социально-экономической ситуации в качестве конеч-
ной цели горно-добывающего производства могут выступать:
• уже отмеченное ранее получение наибольшей валовой при-
были;
• минимизация объемов инвестиций и максимальная их оку-
паемость;
• минимизация сроков окупаемости инвестиций;
• достижение наибольшей интенсивности отработки месторо-
ждения (или близкие к ней задачи: достижение наибольшей
производственной мощности предприятия, а также миними-
зация сроков существования предприятия);
• обеспечение определенного заданного срока существования
предприятия;
• обеспечение определенного заданного уровня годовой про-
изводственной мощности предприятия.
Таковы наиболее часто используемые целевые установки к про-
ектированию горно-добывающих предприятий. Перечень этим не
исчерпывается, и его можно было бы продолжить. При этом следует
иметь в виду, что любая из них в определенных условиях может вы-
ступить в качестве определяющей. Возможны также их сочетания.
В качестве целевой установки при дальнейшем изложении ре-
шения задачи принимаем первую из перечисленных, чаще других
используемую на практике.
Итак, решается задача выбора или определения производст-
венной мощности предприятия, выполняющего отработку рудного
месторождения комбинированным способом.
Сложность определения этого показателя заключается в отсут-
ствии надежной методики количественного учета взаимовлияния
различных технологий (например, открытых и подземных) при оп-
ределении производительности каждой из них.
При комбинированной разработке по определению, изложен-
ному в разд. 1, добыча руды на месторождении может осуществ-
ляться тремя различными технологиями: открытыми, подземными
горными работами и физико-химическими методами.
38
Последние выполняются в принципе на любом участке карьерного
или шахтного поля, и конкретное местоположение их применения за-
висит от горно-геологических условий, удовлетворяющих требованиям
этой технологии. Широкое развитие они пока не получили вследствие
специфичности физико-химических процессов, происходящих в масси-
ве горных пород, а также и из экологических соображений.
Таким образом, в большинстве случаев комбинированной раз-
работки месторождения речь идет о рациональном размещении в
пространстве и времени двух технологий: открытой и подземной.
Поскольку в существующих методах определения производст-
венной мощности горно-добывающего предприятия используют
взаимозависимые неизвестные показатели, задачу решают двумя
путями: 1) какие-то из этих неизвестных показателей декларируют
по некоторым, определенным в данном конкретном случае, сооб-
ражениям или 2) задача решается повариантно методом последова-
тельных приближений (итераций)
Применительно к комбинированной разработке, решая задачу
по первому варианту, чаще всего в качестве декларируемой вели-
чины на начальном этапе принимают глубину карьера [2, 4, 5].
Разумеется, указанный параметр выбирается (назначается) не
спонтанно, а максимально обоснованно. Например, неплохим осно-
ванием для принятия решения о глубине карьера является практика.
Данные, приведенные в работе [2], по обобщению отечественного и
зарубежного опыта применения комбинированной разработки руд-
ных месторождений, показывают, что из 45 рассмотренных пред-
приятий в 40 случаях глубина карьеров составляет в среднем 173 м.
Следовательно, если предварительно глубину карьера принять
Нк = 300 м, то это будет статистически оправданной величиной для
дальнейшего решения задачи.
С использованием таких параметров карьера, как глубина Нк,
углы наклона откосов бортов р, у, 8 и длина на горизонте дна LK,
оконтуривают балансовые запасы <2бал.о карьера, руководствуясь
утвержденными показателями кондиций. Затем получают про-
мышленные запасы карьера 0О:
£=2^^-, (5.3)
39
где По и Ро — потери и разубоживание руды при открытой разра-
ботке соответственно (доли единицы).
Имея утвержденные ГКЗ балансовые запасы месторождения в це-
лом <2бал.общ, получают промышленные запасы подземного рудника
(-6iLi.nl ^бал.обт (^бал.о ’
(5-4)
Производственная мощность предприятия в целом Лпр в нашем
случае, слагается из двух условных частей и на предварительном
этапе вычисляется как
4Р=4 + 4. (5.5)
где Ао и Аш — соответственно мощность открытого и подземного
производств, т/год.
В зависимости от целей и интересов заказчика значения показа-
телей в формуле (5.5) какД|р в целом, так и его составляющих могут
декларироваться или определяться одним из многочисленных рас-
четных методов [7, 8,9, и др.]. Последнее предпочтительнее.
Вместе с тем, согласно принятым признакам единого техноло-
гического пространства при комбинированной разработке место-
рождения, решение задач системного значения выполняется для
всего предприятия в целом.
К этой категории задач относятся прежде всего следующие:
1) геометризация основных характеристик месторождения;
2) разработка единой схемы вскрытия месторождения;
3) расчет и конструирование единой схемы грузопотоков: руд-
ных, породных, закладочных материалов и др.;
4) расчет единой схемы вентиляции всех горных выработок
подземного рудника, карьера и других объектов;
5) расчет и проектирование единой схемы осушения и водоот-
лива по всему предприятию;
6) проектирование единой системы управления качеством до-
бываемой руды;
7) определение производственной мощности предприятия в
целом, включая общий объем добываемой руды с содержани-
ем полезных и вредных компонентов в ней, объем попутно до-
40
бываемых полезных ископаемых и их качество, объемы и раз-
новидности рудных и нерудных концентратов с содержанием
полезных компонентов;
8) расчеты и проектирование всех значимых объектов на зем-
ной поверхности.
Решение перечисленных системообразующих и многих других
задач с учетом взаимовлияющих факторов при совмещении в про-
странстве и времени различных технологий на одном месторожде-
нии представляет в математическом отношении сложную много-
вариантную задачу.
Для оценки уровней качественных взаимовлияний проф. В.А.
Щелканов [6] предложил использовать коэффициенты, отражаю-
щие степень взаимодействия во времени Kt и в пространстве Кпр,
например, открытой и подземной технологий.
Коэффициент К, было предложено принять в виде
где tK — время одновременного ведения открытых и подземных
горных работ; Т — общий срок отработки месторождения.
Коэффициент Кпр определяется как отношение запасов место-
рождения, находящихся в одновременной разработке открытым и
подземным (комбинированным) способами £2К, к общим запасам
месторождения <2общ, т.е.
<5-7)
Предлагается также ввести показатель Кк в виде коэффициен-
та использования технической возможности месторождения, вы-
ражающийся отношением суммарной производственной мощности
предприятия при данном соотношении долей открытой и подзем-
ной технологий Anpi к максимально возможной Л||рпих, т.е. при
К„р=2, К,=1:
Кк=~^=А°‘+Аш-! . (5.8)
iip.max 7нр.тах
При этом предполагалось, что при различных схемах совме-
щения применяемых технологий (см. рис. 3.1), указанные коэффи-
циенты изменяются в пределах
41
0<К, <1; 0</Спр<2; 0<^и <1. (5.9)
Приняв за основу изложенную идею, придадим несколько
иное содержание используемым критериям.
Прежде всего степень взаимовлияния совмещаемых технологий
(например, открытой и подземной) будем оценивать согласно принято-
му ранее признаку геомеханического взаимодействия (см. разд. 1). В
этом случае зоны взаимного влияния открытых и подземных гор-
ных работ можно обозначить довольно точно и выразить их коли-
чественно как некие объемы или доли от общего объема.
Комбинированная разработка в сравнении с другими техноло-
гиями характеризуется более высокой интенсивностью отработки
месторождения.
Если в качестве единицы количественной меры этого показа-
теля принять годовую производительность предприятия Апр, то мо-
жем записать, что в среднем
4р=р (5.10)
где Q — промышленные запасы месторождения, т; Т — время их
отработки, число лет.
Но используя принятый показатель интенсивности отработки,
можно записать, что в общем случае, когда месторождение отраба-
тывается последовательно или одновременно всеми возможными
схемами открытой и подземной технологий,
Aip ~ ~ > (Р. 11)
где и Аш — производственная мощность при последовательной
отработке только открытой и только подземной технологией соот-
ветственно; А'о и А'ш — то же, при одновременной отработке от-
крытой и подземной технологиями; to, tw, tK — время отработки от-
крытой, подземной и комбинированной технологиями соответст-
венно за исключением периода строительства.
Исследовав эту зависимость и выполнив расчеты для железорудных
месторождений Урала, В.А. Щелканов установил, что при одновремен-
ной отработке месторождения открытым и подземным способами:
• скорость понижения горных работ пропорциональна времени 4;
• интенсивность отработки месторождения повышается в 1,5 раза;
• при совмещении открытых и подземных добычных работ в
вертикальной плоскости (КпР= 2) производственная мощность
42
предприятия повышается в 1,7 раза в сравнении с этим пока-
зателем при последовательной комбинированной разработке;
• совмещение этих технологий комбинированной разработки в
горизонтальной плоскости увеличивает Лпр в 1,4 раза.
Таким образом, с учетом зависимостей (5.10) и (5.11) можно записать
Aip = & + yt---> (5-12)
где <2о, <2ш и £?к— части запасов месторождения, намечаемые к от-
работке на протяжении времени Т только открытым, подземным и
комбинированным способами соответственно.
Рассмотрим далее последовательность расчета бш и Qo.
Определение производительности
подземного рудника
Производственная мощность предприятия как при открытой Ао, так и при
подземной Аш разработке месторождения определяется с учетом горно-геоло-
гических условий, интегральным показателем которых являются годовое по-
нижение горных работ h или коэффициент эксплуатации месторождения Т|.
Таблица 5.1
Базовая величина годового понижения h0
Длина рудного тела по простиранию, м Годовое понижение, м, при числе одновременно работающих этажей N
W=1 N-2 W = 3
До 500 15—25 25—35 30—50
500—1000 15—25 20—30 25—35
1000—1500 12—18 15—25 —
Более 1500 10—15 12—18 —
Таблица 5.2
Поправочный коэффициент на угол падения рудного тела
Угол падения, градус К,
90 1,2
60 1,0
45 0.9
30 0,8
Таблица 5.3
Поправочный коэффициент на мощность рудного тела
Мощность рудного тела, м Кг
До 5 1,25
5—15 1,0
16—25 0,8
25 и более 0,6
43
Коэффициент, учитывающий
производительность системы разработки
Таблица 5.4
Система разработки
Камерно-столбовая с доставкой взрывом 0,8
Камерная с отработкой целиков при открытых камерах 0,93
То же с закладкой камер и выемкой целиков 0,87
С отбойкой из магазина 0,8
Этажное обрушение с отбойкой в зажиме и дониым выпуском 1,25
То же с отбойкой на компенсационные камеры 1,0
То же с отбойкой в зажиме и торцевым выпуском 0,93
Этажное самообрушение 0,93
Подэтажное обрушение с торцевым выпуском 1,0
То же с донным выпуском 0,87
Горизонтальные слои с закладкой 0,87
Нисходящая слоевая выемка с закладкой 0,8
Раздельная выемка тонких жил 0,75
Слоевое обрушение 0,75
Таблица 5.5
Влияние размеров шахтных полей
на величину базового годового понижения
Характеристика размеров шахтных полей и число этажей в одновременной выемке Длина шахтных полей по про- стиранию, м h0, м/год
при М< 15 при М> 15
Поля очень больших размеров: одноэтажная выемка Более 1500 Более 1000 8—15
двухэтажная выемка — — 10—20
Поля больших размеров: одноэтажная выемка 1000—1500 600—1000 12—22
двухэтажная выемка — — 15—25
Поля средних размеров: одноэтажная выемка 600—1000 300-600 15—25
двухэтажная выемка 600—1000 300—600 18—30
многоэтажная выемка 600—1000 300—600 20—40
Поля небольших размеров: одноэтажная выемка До 500—600 До 300 18—30
двухэтажная выемка До 500—600 До 300 22—45
многоэтажная выемка До 500—600 До 300 30—60
Значение годового понижения горных работ устанавливается на ос-
нове обобщения и анализа статистических данных по применению раз-
личных систем разработки в разных горно-геологических условиях, тех-
нологий основных и вспомогательных процессов, технической оснащен-
ности производств.
Например, при подземной разработке рудных месторождений произ-
водственная мощность рудника с использованием величины годового по-
44
нижения горных работ (при угле падения залежи более 30°) определяется
по формуле [52]
Й5у(1-Л)
4 ~ /, D\
(5.13)
где h — годовое понижение, м/год; S — средняя горизонтальная площадь
рудной залежи, м2; П и Р — коэффициенты потерь и разубоживания руды
при добыче, %; у — объемная масса руды.
Значение годового понижения принимается по статистическим дан-
ным (табл. 5.1) и корректируется по формуле
(5.14)
где h0 — базовая величина годового понижения (табл. 5.1); К} — коэффи-
циент, учитывающий угол падения залежи (табл. 5.2); К2 — коэффициент,
учитывающий мощность залежи (табл. 5.3); К2 — коэффициент, учиты-
вающий технический прогресс (К3 = 1,02+1,05).
Базовую величину годового понижения й0 получают по табл. 5.1 и
уточняют с помощью поправочного коэффициента Кс, учитывающего
производительность систем разработки (табл. 5.4):
h +h
ho=.^2 Кс, (5.15)
где йтах и /гт;п — максимальное и минимальное значения годового пони-
жения, указанные в табл. 5.1; Кс — коэффициент, учитывающий произ-
водительность системы разработки (см. табл. 5.4).
Рекомендуется также учитывать влияние размеров шахтного поля (табл. 5.5).
Определение производительности карьера
Масштаб горно-добывающего производства рудника по добыче полезно-
го ископаемого открытым способом характеризуется производственной мощ-
ностью по горной массе АГМ. Этот показатель принимается за основу при опре-
делении численности трудящихся, единичной мощности оборудования, по-
требления энергетических ресурсов и др.
В свою очередь показатель Лг.м состоит из двух слагаемых: производи-
тельности карьера по добыче полезного ископаемого Ао и производительно-
сти по вскрыше VB (годовой объем вскрышных работ).
Производственную мощность карьера можно определить по формуле
4.М=4+К, (5-16)
Поскольку VB = AokB, где ke — коэффициент вскрыши, то
4м = Л О+ *.,)• (5-17)
45
(5.18)
Производительность карьера по полезному ископаемому определяет-
ся по формуле [53]
. ед 1-77
° ну 1-Р
где Qy и Ну — запасы и высота уступа (этапа); h0 — годовое понижение
горных работ, определяется по аналогии с предыдущим статистическими
методами.
Определение производственной мощности предприятия при откры-
то-подземной разработке
Для комбинированной разработки по аналогии с формулой (5.11)
можно записать
_Мо+(^+^)^+У.
"пр
III
(5.19)
Т
где ho и hm — соответственно годовое понижение горных работ при раз-
дельной открытой и подземной разработке, м; h'o и й'ш — соответствен-
но годовое понижение горных работ в карьере и подземном руднике при
совместной комбинированной разработке, м; h’np — средневзвешенное
значение годового понижения горных работ при комбинированной раз-
работке, м.
Аналогично можно определить средневзвешенное значение коэффи-
циента эксплуатации месторождения Г)пр, т/м2, который часто наравне с по-
казателем годового понижения горных работ используют при расчете про-
изводственной мощности горного предприятия.
Значения показателей h'o и h'm являются результатом взаимовлия-
ния открытых и подземных технологий при комбинированной разработ-
ке месторождения, которые можно оценить коэффициентом Ктв.
Определить значения коэффициентов эффективности взаимовлияния
7СТВ.О и ТСгвщ весьма сложно. Во всяком случае, надежных методик решения
этой задачи пока не существует.
На сегодняшнем уровне изученности этого вопроса воспользуемся
косвенными методами. Например, оценить взаимовлияние разных техноло-
гий можно по изменению эксплуатационных и капитальных затрат:
К J^-к к =^-к
TB.0 с,> тв.ш с, ’ TB.0 ТВ.Ш
(5.20)
Тогда можно записать, например, по критерию себестоимости:
К = ККПО’ = ^иЛтвля’
(5.21)
46
Полученные зависимости (5.21) целесообразно использовать при ре-
шении задач, в которых доминирующими являются эксплуатационные за-
траты.
Коэффициент эффективности взаимодействия Ктв, полученный по
критерию удельных капитальных затрат, целесообразно использовать при
анализе технико-экономических результатов задач преимущественно ин-
вестиционного характера.
Далее, подставив значения h\u и h'o в формулы (5.13) и (5.18), опре-
делим годовые производительности открытого А'о и подземного А'ш уча-
стков месторождения при комбинированной разработке.
Подставив полученные значения А'о и А 'шв формулу (5.11), найдем Л'пр.
Решение задачи по определению оптимальной производственной
мощности горного предприятия при комбинированной разработке место-
рождения можно выполнить путем формирования и анализа экономико-
математической модели.
Качество технологических решений и эффективность резуль-
татов деятельности предприятия в основном иллюстрируются
сравнением объемов отрицательных денежных потоков, которые к
тому же являются наиболее управляемыми.
При анализе структуры отрицательных денежных потоков в
нашем случае наиболее принципиальными являются капитальные и
эксплуатационные расходы. Они же представляют собой наиболее
чувствительные к принимаемым техническим решениям компонен-
ты отрицательных денежных потоков.
Вследствие указанного суммарные капитальные и эксплуата-
ционные расходы более представительно отражают технологиче-
ское взаимодействие и взаимовлияние открытых и подземных ра-
бот при комбинированной разработке месторождения.
Отражением изложенного может служить целевая функция вида
£(< + Э;)-^->пйп, (5.22)
г=0 +
где К' — сумма капитальных расходов предприятия за период
времени Т, руб; Э' — сумма эксплуатационных расходов предпри-
ятия за время Т, руб; —-—- — коэффициент дисконтирования, до-
(1 + 0
ли ед.; Т— любое фиксированное время, в том числе срок сущест-
вования предприятия, число лет; t — текущее время, число лет.
47
Здесь < = <,+<,,; $ = Э'о, +
К'О1=Ы'ЛА (5-23)
^Ш1 ~ Д^шг Аш ’ ^ич ~ Au; ’
где К'о1 и К'ш1 — капитальные вложения за время t в карьере и руд-
нике соответственно, руб; &К'О! и ДАТ', — удельные годовые капи-
тальные вложения в карьере и руднике, руб/т; А'ы и А« — произ-
водственная мощность открытой и подземной частей предприятия,
т/год; Э'о1 и Э'ш1 — эксплуатационные расходы открытой и подзем-
ной частей предприятия, руб.; С'о, и С', — себестоимость добычи
руды в карьере и руднике, руб/т.
В то же время эффективность технологического взаимодейст-
вия, согласно формуле (5.20), может быть выражена в виде соот-
ношения себестоимостей или удельных капиталовложений в карье-
ре и руднике при раздельном применении этих технологий (Си ДА')
и использовании их в составе комбинированной разработки
(С'и ДАТ').
Предполагаем, что Кт, рассчитанные по формулам (5.20) при-
мерно одинаковы, подставив значения, полученные по формулам
(5.23) в (5.22), после некоторых преобразований получим
Z[ А, (Д< + С) + А„ (ДС + С) ] х
Г=0
х—-—- —> min. (5.24)
(1+/)
Решение задачи осуществляется методами линейного про-
граммирования или на персональных компьютерах с помощью
специальных программ. Последние с учетом условий конкретного
предприятия могут быть адаптированы для калькулятора.
Ранее мы отмечали, что производственная мощность предпри-
ятия Ак, участвующая в зависимости (5.15), отражает технологиче-
ское взаимовлияние открытой и подземной технологий, т.е. зависит
от изменения коэффициента использования технических возмож-
ностей месторождения Кк во времени (от коэффициента К,).
48
Здесь коэффициент Ки отражает отношение производственной
мощности предприятия А' к максимально возможной при полном
совмещении открытой и подземной технологий в пространстве и
времени (т.е. Кпр =2; К, = 1)
(5.25)
С использованием упомянутых ранее статистических данных
построена эта зависимость Кк=(р(Кг], которая в виде графика
приведена на рис. 5.3.
Можно видеть, что Ки, определяемый по формуле (5.25), за-
t
висит от К' = — прямо пропорционально и аппроксимируется эм-
пирической связью
Ки= 0,5(1 + К,). (5.26)
Из графика, изображенного на рис. 5.3, и уравнения (5.26) сле-
дует, что
0,5< Кн <1; 0<К, <1.
(5.27)
Рис. 5.3. График зависимости К„ от К,
49
5.2.3. Технико-экономическая оценка выбранных вариантов
комбинированной разработки
Определив производственные мощности предприятия, приме-
няющего комбинированную технологию для отработки месторож-
дения, в целом Ак и мощности её составляющие Ао и Аш, а также эти
показатели с учетом их технологического взаимодействия Д', А' и
Д'и, используем общепринятую методику проектирования горно-
добывающих предприятий для расчета технико-экономических по-
казателей по выбранным вариантам проекта.
Можно воспользоваться одной из многих имеющихся методик,
которые, сохраняя неизменными общепринятые принципы, отли-
чаются в деталях.
Важно, чтобы методика расчета отвечала двум основным тре-
бованиям:
1) расчеты показателей деятельности предприятия должны
доводиться до уровня конечной продукции (полезного ком-
понента в концентрате — металла, химического вещества и
т.д. или натурального продукта — алмазов, благородных ме-
таллов и др.);
2) позволяла бы правильно установить критерии оценки дея-
тельности предприятия по выбранному варианту технологии.
Считается, что наиболее подходящими для этого являются
чистый дисконтированный доход ЧДД (Net Present Value,
NPV), внутренняя норма доходности ВНД (Internal Rate of
Return, IRR), период окупаемости инвестиции Т (Payback Pe-
riod, РР).
Возможны дополнения к этому перечню и других сочетаний
критериев. Выбор их регламентируется интересами заказчика
(инвестора) и целями, поставленными в связи с этим перед про-
ектом.
Поскольку процесс технико-экономической оценки вариантов
отработки месторождения (в том числе и комбинированными спо-
собами) методически хорошо проработан и широко известен, в
данном разделе он опускается, и его уместнее поместить в разделе,
посвященном особенностям проектирования комбинированной
разработки месторождений.
Вместе с тем здесь полезно ознакомиться с результатами ана-
лиза по использованию различных экономических критериев для
50
оценки качества рекомендаций по оптимизации параметров комби-
нированной разработки месторождения.
Так, в первом разделе настоящей работы мы отмечали, что во
второй половине прошлого века для определения границы между
открытыми и подземными разработками широко использовался та-
кой критерий, как себестоимость руды. Считалось, что глубина
карьера, при которой Со=Сши является границей перехода к под-
земной разработке [6, 8, 9].
В других работах [12] предлагались в качестве критериев для
сравнения удельные начальные капиталовложения (инвестиции) и
сроки их окупаемости при открытой и подземной разработке.
Позднее было предложено границу между этими технологиями
устанавливать путем сравнения объемов и динамики эксплуатаци-
онных затрат или, как теперь говорят, — отрицательных денежных
потоков.
Перечисленные, а также другие экономические критерии
оптимизации долей открытых и подземных работ применяют и
поныне.
Однако не во всех случаях они дают правильные решения, т.к.
не обладают универсальностью и однозначностью результатов. В
этом можно будет убедиться на примере одного предприятия, при-
веденном в конце этого раздела.
В настоящее время в горной экономике для оценки эффектив-
ности проектов используются более информативные критерии.
В связи с этим сделаем небольшое отступление и рассмотрим
краткие характеристики наиболее часто применяемых современных
критериев.
Период окупаемости инвестиций Ток — наиболее распро-
страненный критерий экономической оценки. Критерий Ток пред-
ставляет собой период, за который доходы от реализации проекта в
точности компенсируют первоначальные инвестиции К:
Тт=П,
N
при котором К = 2^(ЧП)п , (5.28)
где (ЧП)„ — чистый денежный поток в п-й год проекта.
Однако в таком виде критерий Ток не учитывает ценности
денег во времени, не отражает влияние денежных потоков,
51
которые формируются после периода окупаемости, т.е. не мо-
жет быть принят для оценки проекта в течение всего срока дей-
ствия.
Первый недостаток устраняется посредством использования
критерия, называемого дисконтированный период окупаемости,
представляющего собой период, за который суммарные дисконти-
рованные денежные потоки проекта компенсируют точную сумму
первоначальных инвестиций К
ДТок=п,
Л (ЧП)
при котором К = (5-29)
n=i (1 + i)
где (ЧП) — чистый денежный поток в п-й год проекта; i — про-
1
рентная ставка дисконтирования;---------коэффициент дискон-
(1 + /)”
тирования, который приводит ценность денег в п-й год к настоя-
щему времени (л = 0).
Вследствие того, что этот критерий учитывает уменьшение
ценности денег во времени, ДТoti > Тж.
Чистый дисконтированный доход (ЧДД) — разница между
суммарными дисконтированными положительными +77,, и отрица-
тельными -77„ денежными потоками проекта
N + П N —П
<5-30>
п=(Ц1 + I) 11=0 +
Дисконтирование денежных потоков обычно производится по
принятой компанией величине процентной ставки i.
Достоинства ЧДД:
• учитывает все денежные потоки в отличие от критерия «пе-
риод окупаемости инвестиций»;
• учитывает ценность денег во времени;
• полученное посредством расчета значение ЧДД — единственная
величина при выбранной процентной ставке дисконтирования;
• представляет собой денежный эквивалент, пригодный для
сравнения проектов.
52
Недостатки:
• трудность в определении реальной и достоверной процент-
ной ставки дисконтирования. Завышение этого показателя
может привести к недооценке хорошего проекта, а заниже-
ние — к принятию проекта, который окажется в дальнейшем
несостоятельным;
• чистый дисконтированный доход представляет собой абсо-
лютный показатель, выражающийся в денежных единицах,
поэтому область применения ЧДД ограничивается оценкой
проектов сопоставимых масштабов.
Индекс прибыльности ИПр (Profitability Index, PI) — отноше-
ние суммы дисконтированных положительных денежных потоков к
сумме отрицательных денежных потоков
W Л.ГГ / N _гг
ипр=Е—<531’
,,=o(l+l) / n=o(l+f)
Проект принимается при ИПр > 1 и отвергается при ИПр < 1.
Критерий ИПр имеет преимущества перед рассмотренными
ранее, потому что представляет величину безразмерную и относи-
тельную. Это позволяет более уверенно сравнивать эффективность
различных проектов, в том числе и разномасштабных.
Недостатком этого критерия, как и предыдущих, является низ-
кий уровень достоверности определения ставки дисконтирования.
Внутренняя норма доходности ВНД (Internal Rate of Return,
IRR), или предельная эффективность инвестиций является такой
процентной ставкой, при которой суммарные дисконтированные
положительные денежные потоки становятся равными суммарным
дисконтированным отрицательным денежным потокам, т.е.
ВНД = 1,
при которой ЧДД = 0 или ИПр = 1. (5.32)
Как правило, расчет ВНД производится методом итераций.
Можно эту операцию выполнить путем аналитических расчетов.
Но часто предпочитают более быстрый и наглядный графо-
аналитический подход. Рассмотрим это на примере, заимствован-
ном нами из монографии М.Х. Пешковой [5, с. 236].
53
Требуется определить внутреннюю норму дохода для проекта
со следующей динамикой денежных потоков.
Год Денежный поток, тыс.додп.
0 -30 000
1 -1000
2 5000
3 5500
4 4000
5 17 000
6 20 000
7 20 000
8 -2000
9 10 000
Определим ЧДД, например, при 5 %-й норме (ставке):
тттттт -30 000 -1000 5000 5500
ЧДД =----------г- !------г +--------7 4---------у +
(1 + 0,05) (1 + 0,05) (1 + 0,05) (1 + 0,05)
4000 17 000 20000 20000 * -2000 *
(1 + 0,05)4 (1 + 0,05)5 (1 + 0,05)6 (1 + 0,05)7 (1 + 0,05)8
10 000
+----------- = 29175 тыс. долл.
(1 + 0,05)
Но ЧДД > 0 , следовательно, 5 %-я ставка не является внут-
ренней ставкой дохода. Для того чтобы уменьшить ЧДД, нужно
увеличить процентную ставку, например до 10 %, 15 % и т.д.
Расчеты сведем в таблицу.
Критерий Процентная ставка, %
5 10 15 20 25
ЧДД, тыс.долл. 29 174,97 15 503,69 5620,62 -1664,79 -7131,22
54
35
Рис. 5.4. Графическое определение значения внутренней ставки дохода (ВНД)
Таким образом, значение ЧДД, равное 0, находится между 15 %-й
и 20 %-й ставками. Однако получить это значение ставки путем
линейной интерполяции невозможно, т.к. зависимость ЧДД от i
имеет экспоненциальный характер. Поэтому далее задачу решаем
графически: построим график зависимости ЧДД от i и определим
значение ВНД при пересечении кривой с осью абсцисс (рис. 5.4).
Из графика видно, что кривая пересекает ось i в точке, где
процентная ставка i = 18,9 %, здесь ЧДД = 0 . Следовательно, в на-
шем примере ВНД = 18,9 %.
Проект считается приемлемым, если значение ВНД больше тре-
буемой заказчиком ставки дохода на инвестиции, т.к. она определяет
доход, который инвесторы ожидают заработать на этом проекте.
Когда речь идет о внутренней норме (ставке) дохода проекта,
то предполагается, как правило, доход с инвестиций, причем с ос-
таточной их части, т.е. невозмещенной на данный момент.
Критерий ВНД — наиболее часто используемый в мировой
практике для оценки проектов. Такая популярность объясняется
следующими его достоинствами:
• в отличие от ЧДД критерий ВНД измеряет общую эффек-
тивность проекта;
• ВНД представляет внутреннюю меру эффективности проек-
та и зависит от величины и времени формирования положи-
55
тельных и отрицательных денежных потоков. ВИД обходит-
ся без заданной внешней процентной ставки и вместе с тем
учитывает ценность денег во времени;
• сравнение полученного посредством расчета значения ВИД
с предельной или установленной инвестором ставкой (нор-
мой) дохода является основанием для принятия или отказа
от проекта.
Однако критерий ВНД имеет особенность, заключающуюся в
возможности множественных корней при решении степенного
уравнения ЧДД > 0.
Следовательно, опасность использования критерия ВНД со-
стоит в получении не единственного положительного значения
ВНД при ЧДД>0.
Таким образом, критерий ВНД не всегда дает однозначный от-
вет при оценке проектов и его лучше использовать в комплексе с
другими, рассмотренными ранее.
Однако если сравнение альтернативных проектов по ЧДД и
ВНД дает взаимоисключающие результаты, предпочтение следует
отдавать критерию ЧДД.
При оценке независимых проектов ранжирование их по наибо-
лее выгодному распределению инвестиций лучше выполнять с уче-
том критерия ВНД.
Изложенным ограничим отступление для характеристики наи-
более используемых в горной экономике критериев для оценки
проектов и продолжим решение задачи по технико-экономической
оценке выбранных вариантов комбинированной разработки.
Эффективность комбинированной разработки во многом зависит
от соотношения объемов добытой руды используемыми технологиями.
В качестве последних наиболее часто применяются открытая и
подземная добыча.
Итак, согласно выводам по анализу путей оптимизации эконо-
мики комбинированной разработки, изложенным в первой полови-
не настоящего раздела, производим экономическую оценку вари-
антов, ориентированную на оптимизацию объемов добычи различ-
ными технологиями (например, открытой и подземной).
В качестве критериев экономической эффективности вариан-
тов выбираем, например, максимальное значение внутренней нор-
мы доходности ВНД, определяемое по совокупному доходу от
комбинированной разработки месторождения в целом на основе
алгоритма, представленного на рис. 5.5.
56
Рнс. 5.5. Алгоритм оптимизации соотношений объемов открытой и подземной
технологий при комбинированной разработке месторождения
1. Предположим, имеем рудное месторождение, один из раз-
резов которого вкрест простирания показан на рис. 5.6.
2. Методом экспертных оценок обозначаем в первом прибли-
жении глубину карьера //о, сообразуясь преимущественно с геологи-
57
Рнс. 5.6.
ческими условиями месторождения. Как было отмечено ранее,
стремимся к тому, чтобы Но < 300 м.
3. Для представленных горно-геологических условий по ука-
занному принципу намечаем конкурирующие варианты и по всем
подсчитываем промышленные запасы руды с разделением на запа-
сы карьера Q'o, Q”, и подземного рудника Q'w, Q', ...£)" .
4. Повариантно и по способам добычи подсчитываем запасы
полезных компонентов.
5. Также по каждому конкурирующему варианту определяем
технологии комбинированной разработки и рассчитываем основ-
ные параметры.
6. Определяем производственную мощность предприятия по
каждому варианту А', А^, ... А^.
7. Производим расчет ежегодных расходов и доходов по вари-
антам. При этом рассчитываем значения ежегодных инвестиций,
эксплуатационных расходов и эксплуатационной себестоимости.
На этой основе определяем эксплуатационные расходы и годо-
вые доходы. За вычетом из доходов ущерба от потерь и разубожи-
вания и различных платежей получаем чистый доход от комбини-
рованной разработки месторождения.
Далее определяем значения ЧДД, Гок, ИПр и ВНД также по
каждому варианту.
9. Посредством сравнения этих критериев, особенно ВНД, ус-
танавливаем наиболее эффективное (оптимальное) соотношение
запасов Qo и <2Ш, а отсюда и их объемов.
В качестве технологической характеристики варианта следует
выделить параметр горных работ, который, являясь физической ве-
58
личиной, наиболее часто фигурирует среди других параметров
комбинированной разработки. Таким параметром может быть глу-
бина открытых горных работ или средняя глубина карьера Но.ср.
В нашем случае средняя глубина карьера Но.ср может быть по-
лучена делением объема запасов руды в карьерном поле на сред-
нюю площадь месторождения 5о ср в этой части
V Q
(5.33)
где уСр — средняя плотность руд в пределах карьерного поля, т/м3.
10. Имея указанные значения Но.ср, можно, сообразуясь с усло-
виями залегания рудной залежи, определить реальное значение
предельной глубины карьера Но, его длину Lo, окончательные руд-
ные запасы <20.
Используя ранее установленные зависимости, получаем для
подземного рудника предельную глубину разработки Нш, запасы
<2Ш и другие параметры.
Особенность представленной методики определения опти-
мального соотношения размеров частей месторождения, выделяе-
мых для открытой и подземной разработки, заключается в том, что
здесь решают объемную задачу, оперируя запасами руды, которые
являются объектом разработки от начала технологической цепи
(разведка, добыча) до самого ее конца (обогащение, переработка).
Естественно, что от объемов, условий залегания и качества этого
объекта зависят абсолютно все расходы, т.е. отрицательные денежные
потоки, и доходы — положительные денежные потоки. Зависят в ко-
нечном счете и уровни используемых оценочных критериев.
От запасов руд при необходимости весьма просто можно пе-
рейти к таким линейным характеристикам, как глубина разработки,
граница перехода от одних технологий к другим и т.д. Причем в
данном случае эта задача решается с меньшими погрешностями и с
большими достоверностью и степенью надежности.
Существует мнение, что при решении оптимизационной зада-
чи по определению границы перехода от открытой к подземной
технологии поставленная цель в виде однозначно расположенной
линии или величины предельной глубины карьера является более
простой и логически оправданной.
59
Однако эти простота и оправданность кажущиеся, и вот почему.
Во-первых, рассматриваемые объекты (рудная залежь, карьер,
рудник) трехмерны, и вследствие горно-геологического происхож-
дения они обладают анизотропно изменяющимися в пространстве
характеристиками. А это приводит к тому, что искомая граница не
только не линейная, но и не плоская, т.е. представляет собой по-
верхность, математическое описание которой затруднительно.
Рис. 5.7.
60
Из-за тех же причин задача по отысканию некоторой «опти-
мальной» глубины карьера идеализирована. Например, взглянув на
рис. 5.6, трудно сказать, о какой глубине и в каком месте карьера
идет речь при решении нашей экономической задачи.
Безусловно, вследствие этой «простоты» мы еще будем встре-
чаться и даже пользоваться этими понятиями, но это следует де-
лать с определенными оговорками.
В начале рассматриваемого раздела, когда анализировали эко-
номические критерии оценки конкурирующих проектов, мы пред-
полагали, что рассмотрим более внимательно пределы использова-
ния различных критериев и возможные ошибочные выводы вслед-
ствие неправильного их применения.
Для наглядности проследим это на конкретных примерах.
Используем в несколько преобразованном виде данные А.И.
Гордеева, которые он привел в автореферате своей кандидатской
диссертации [24].
61
По указанным материалам построены графики изменения ус-
ловных эксплуатационных (пропорциональных реальным) расхо-
дов на открытых горных работах Эо, на подземном руднике Эш, их
разницы ДЭ = ЭШ-ЭО, внутренней нормы доходности (ВНД) и
чистого дисконтированного дохода (ЧДД) на Западно-Озерном
(рис. 5.7) и Молодежном (рис. 5.8) медно-рудных месторождениях
в зависимости от изменения глубины разработки, а на рис. 5.10
приведены подобные графики применительно к условиям Учалин-
ского медно-рудного месторождения.
На рис. 5.9 изображены графики зависимостей себестоимости
добываемой руды от глубины разработки подземным и открытым
способами на Учалинском (С' и С') и Западно-Озерном (С* и С")
медно-рудных месторождениях.
На Западно-Озерном месторождении (см. рис. 5.7) график из-
менения эксплуатационных затрат открытых горных работ моно-
тонно возрастает, а график эксплуатационных затрат на подземных
работах монотонно убывает по мере увеличения глубины.
62
S
ВНД, % нпп е.
ЧДД, млн руб.
Рис. 5.10.
По характеру изменения ЭШ/(Я) и Эо =ф(Я) невозможно оп-
ределить, при каких значениях участвующих факторов определится
оптимальное значение глубины карьера Но.
Другой критерий — ЧДД не имеет четко выраженного экстре-
мума, что также не позволяет выбрать оптимальную глубину Но.
Лишь критерий ВНД отреагировал и по экстремуму указал на
глубину карьера Но = 330 м как оптимальную для возможного пе-
рехода на подземную разработку.
Аналогичная ситуация проявляется и на Молодежном место-
рождении (рис. 5.8). Здесь, правда, оба критерия (ЧДД и ВНД) ука-
зывают на глубину Но = 208 м как оптимальную.
Обращает на себя внимание рис. 5.9, где представлены измене-
ния себестоимостей добытой руды открытым и подземным способа-
ми при освоении Учалинского и Западно-Озерного месторождений.
Здесь, судя по характеру изменения графиков С = еще
сравнительно недавно широко использовавшийся критерий опти-
мизации глубины перехода с открытого на подземный способ раз-
работки, не указывает на искомую величину Но.
На рис. 5.10 приведены графики изменения указанных ранее по-
казателей для Учалинского месторождения. В данном случае все ис-
пользованные критерии позволили выявить оптимальное значение Н„.
Так, графики эксплуатационных расходов на карьере и рудни-
ке Эо и Эш, пересекаясь дают точку, в которой они имеют одинако-
вую величину, что соответствует оптимальной глубине Но перехода
от открытых к подземным разработкам. В данном случае по ука-
занному критерию Н’о = 283,5 м. График разницы этих расходов
ДЭ = Эш - Эо пересекает горизонтальную ось глубин, т.е. здесь
Эш-Эо на отметке Н* = 283,5 м.
Наконец, графики двух наиболее чувствительных к изменени-
ям экономических показателей критериев ЧДД и ВНД имеют хо-
рошо выраженные экстремумы в точке, соответствующей опти-
мальной глубине Н"= 288 м.
Таким образом, в данном случае все три критерия оказались
работоспособными и дали близкие значения оптимальной глубины.
Учитывая то, что критерии ЧДД и ВНД отражают больший круг
технико-экономических факторов, формирующих оптимум, при-
нимаем Но = 288 м в качестве искомой глубины перехода на под-
земный способ разработки.
64
На этом примере была показана процедура экономической оцен-
ки различных горных проектов и продемонстрировано высказанное
ранее положение об ограниченности условий применения некоторых
критериев оценки эффективности проектов, например, таких как себе-
стоимость С„ эксплуатационные затраты Э„ чистый дисконтирован-
ный доход ЧДД, а также обращено внимание на использование ком-
плекса критериев и показателей.
6. ДИВЕРСИФИКАЦИЯ ПРОИЗВОДСТВА
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Одним из важных и успешных рычагов управления горно-
добывающим производством в условиях рыночных отношений явля-
ется его диверсификация.
В более общем случае различают две разновидности этой про-
цедуры:
• диверсификация предприятия, как распространение его хо-
зяйственной деятельности на новые сферы (расширение но-
менклатуры производимой продукции или видов предостав-
ляемых услуг);
• диверсификация капитала — распределение вкладываемых в
экономику денежных средств (например, часть прибыли от
основной деятельности) между различными по характеру
объектами с целью снижения риска или получения допол-
нительного дохода.
Для горно-обогатительного производства более характерна и
закономерна первая из приведенных форм диверсификации.
В обозначенных рамках можно выделить следующие виды ди-
версификации горных предприятий:
1) использование (утилизация) попутно добываемой или по-
лучаемой при первичной переработке рудной массы (обогаще-
нии) минеральной продукции;
2) комплексная разработка месторождения, кроме отмеченной
в предыдущем пункте утилизации попутно добытого мине-
рального сырья, предполагает ещё и целенаправленные горные
разработки по добыче дополнительно к основному другого по-
65
лезного ископаемого, которое на тот момент может пользо-
ваться повышенным спросом;
3) комплексное освоение недр на месторождении, кроме двух
предыдущих технологий, предусматривает выполнение пред-
приятием как типичных, так и нетрадиционных для горно-
добывающего производства дополнительных функций, ис-
пользуя с этой целью всю или часть инфраструктуры и техно-
логических средств, созданных для добычи основного или до-
полнительного полезного ископаемого.
Общим для выделенных вариантов является то обстоятельство,
что во всех случаях диверсификация осуществляется на базе ресур-
сов (полезных ископаемых, горных выработок, отходов основного
производства и др.), которыми располагает предприятие.
Особенность первой из указанных разновидностей диверсифи-
кации состоит в том, что предприятие на формирование линии по
выпуску новой (дополнительно к основной) продукции инвестиру-
ет незначительный, иногда ничтожно малый капитал.
Все дело в том, что при добыче основного полезного ископае-
мого предприятие неизбежно извлекает из недр большие объемы
различных горных пород, например, при проходке подземных гор-
ных выработок или при вскрышных работах на карьерах.
Известно, что горные породы в первозданном или перерабо-
танном виде всегда находят спрос на рынке.
Если объемы попутно добываемых пород по сравнению с объ-
емами добычи основного полезного ископаемого (руды) невелики,
то рыночная стоимость и отпускная цена их формируются только
из прямых затрат на их транспортирование и переработку.
В том случае, когда объемы попутно добываемых и представ-
ляющих интерес на рынке пород сопоставимы с объемами добы-
ваемого основного полезного ископаемого, запасы этих пород в
пределах шахтного или карьерного полей подсчитываются и ут-
верждаются как полезные ископаемые в соответствии с сущест-
вующими требованиями. Это также способствует снижению себе-
стоимости основной продукции предприятия и повышению ее кон-
курентоспособности на рынке.
При диверсификации жизнеспособность предприятия сущест-
венно повышается, и степень её повышения зависит от объема до-
полнительного дохода, получаемого предприятием от реализации
«неосновной» продукции.
66
Предприятие в результате выполнения технологических горно-
обогатительных процессов по основному проекту получает сырую,
или товарную руду и попутно различные так называемые «пустые»
горные породы.
Однако рыночная цена продукции тем больше, чем выше сте-
пень переработанности сырья. Следуя этой известной истине, гор-
ные предприятия подвергают добытые породы различной перера-
ботке, глубина которой зависит от спроса на рынке, технических
возможностей и экономической целесообразности.
Вторая разновидность диверсификации горных предприятий
отличается от первой тем, что наряду с утилизацией попутно добы-
ваемых пород на них выполняется специализированная добыча оп-
ределенных типов минерального сырья, которые отсутствуют в по-
путно извлекаемой из недр толще, но имеются непосредственно в
шахтном поле предприятия или в зоне его экономического влияния.
Достигается это на основе более полного использования ин-
фраструктуры предприятия и, если требуется, при определенном
качественном и количественном её развитии.
Эта разновидность диверсификации горного предприятия ос-
новывается на более глубоком изучении рынка и в большей мере
отвечает спросу и ценам на различное минеральное сырье, но тре-
бует наличия у предприятия значительных финансовых и произ-
водственных возможностей, а главное — присутствия в недрах со-
ответствующих запасов отмеченного ранее сырья.
Рассмотренные две первые разновидности диверсификации
горных предприятий по всем аспектам тесно связаны с первона-
чальным проектом по добыче и переработке основного рудно-
минерального сырья. Правда, на завершающих стадиях технологи-
ческие линии по переработке основного и дополнительного сырья
могут существенно различаться.
К примеру, предприятия по добыче и обогащению руд, содер-
жащих металлы, в качестве конечной продукции реализуют кон-
центраты этих металлов. Иногда предприятия (железорудные, в ча-
стности) производят окатыши или горячебрикетированное железо.
Вместе с тем из пород, добываемых попутно или дополни-
тельно, горные предприятия изготавливают широкий ассортимент
строительных и других изделий (щебень, стекло, керамзит, кирпич,
мел, песок, керамика, отделочный камень и многое другое), сум-
марный доход от реализации которых соизмерим с доходом (или
даже превышает его) от продажи основной продукции.
67
Задача диверсификации включает в себя многие аспекты дея-
тельности предприятия, которые изменяются во времени и имеют
различную степень неопределенности.
Решению этой задачи предшествует разработка экономико-
математической модели рационального распределения капитала во
времени при диверсификации горного производства [5].
Эта модель позволяет сформировать стратегии диверсифика-
ции предприятия и выбрать наиболее эффективную из них с эко-
номической точки зрения.
Оценка качества различных направлений диверсификации
производства в данном случае может выполняться с помощью по-
казателя внутренней нормы дохода (ВНД).
Однако, учитывая недостаток этого показателя, заключающийся в
возможности существования множественных корней решения уравне-
ния, в модели используют также дополнительные критерии: чистый
дисконтированный доход (ЧДД) и индекс прибыльности (ИПр). Одно-
временное использование указанных критериев оценки эффективности
выбранного варианта позволяет учесть недостатки каждого из них.
На рис. 6.1 представлен алгоритм модели, составленный на ос-
нове разработки проф. М.Х. Пешковой [5] применительно к реше-
нию задачи диверсификации горного предприятия.
Комментируя представленный алгоритм, можно отметить
следующее:
1. На первом этапе составляют характеристики различных
проектов. Вводят также ограничения по инвестициям, предельной
ставке дохода, срокам существования производств;
2. По каждому проекту оценивают возможные денежные пото-
ки: положительные, отрицательные и чистые;
3. Устанавливают количество проектов для дальнейшего рас-
смотрения;
4. Для каждого проекта определяется число альтернативных
вариантов. Если они имеются, то проводят маргинальный анализ1;
1 Маргинальный анализ выполняют при сравнительной оценке взаимоисклю-
чающих проектов с различными инвестициями. Суть его состоит в том, что
превышение инвестиций анализируемого проекта по отношению к другим
должно быть оправдано дополнительными доходами первого. Для этого рас-
считывают ВНД на дополнительные инвестиции. Полученное значение ВНД
должно быть больше требуемого значения (или сравниваемого).
68
1. Исходные данные и начальные граничные условия
Рис. 6.1. Алгоритм модели формирования и оценки стратегий диверсификации
предприятия
5. Отбирают наилучшие проекты из числа альтернативных;
6. Формируют количество проектов для экономической оценки
(безальтернативные проекты + наилучшие из альтернативных по
результатам маргинального анализа);
7. Оставшиеся проекты оценивают по критерию ВНД (внут-
ренней нормы доходности). На этом этапе предполагается, что сро-
ки начала анализируемых производств совпадают;
8. По показателю ВНД оценивают количество проектов, вклю-
чаемых в стратегию развития предприятия. При этом учитывают
ограничение капитала, имеющегося у предприятия для реализации
проектов;
9. Формируют стратегии развития предприятия. Учитывают
эффективность каждого из проектов, собственный капитал, а также
возможности реинвестиций получаемых доходов. Выделяют две
основные стратегии развития;
10. По первой стратегии все проекты ранжируют по показате-
лю ВНД. Определяют последовательность ввода проектов, начиная
с того, который имеет максимальное значение ВНД;
11. Выделяют вторую стратегию развития. Здесь все проекты
ранжируют по показателю предельного срока начала строительства.
На этой основе ранжируют проекты, начиная с того, который ха-
рактеризуется минимальным предельным сроком начала строи-
тельства с учетом суммарно возможной величины капитала;
12. Производят оценку совокупности всех привлеченных про-
ектов по критерию чистого дисконтированного дохода (ЧДД).
Оценку выполняют последовательно по мере привлечения после-
дующих проектов в стратегию. Привлечение проекта считается оп-
равданным, если он не приводит к уменьшению ЧДД совокупности
предыдущих проектов;
13. Выбирают наиболее эффективную стратегию развития пред-
приятия на основе сравнения их по критерию индекса прибыльно-
сти (ИПр), определяемого отношением положительных и отрица-
тельных денежных потоков с учетом фактора времени.
Принятая стратегия определяет и наиболее целесообразные
сроки ввода каждого проекта, и соответствующее распределение
инвестиций во времени.
Рассмотренные две формы диверсификации повсеместно рас-
пространены на горно-добывающих предприятиях.
70
И дело не только в однозначной прибыльности этого меро-
приятия, но и в том, что предприятия кардинально и масштабно
решают другую проблему — экологическую.
Горно-обогатительное производство (особенно при добыче ру-
ды открытым способом) весьма негативно влияет на окружающую
среду. Причем фактором, играющим наибольшую роль в этом про-
цессе, являются пустые породы вскрыши, складируемые в отвалах.
Отсюда вывод: чем большие объемы пустых пород будут ис-
пользоваться как полезные ископаемые, т.е. как сырье для приго-
товления изделий, тем в большей степени улучшится экология гор-
ного предприятия и, как было показано ранее, тем большую при-
быль получит оно дополнительно.
При этом, следует помнить о том, что любые отходы — это
продукты, для которых ещё не найдено применение.
Похоже, что на большинстве горно-обогатительных предпри-
ятий помнят об этом, расширяют ассортимент продукции из пород
вскрыши и успешно реализуют её на рынке, конкурируя с пред-
приятиями — традиционными поставщиками этой продукции.
Есть надежда на то, что в перспективе весь объем пустых по-
род на горных предприятиях будет утилизироваться.
В связи с этим в регионах формируются предпосылки реструк-
туризации сырьевой базы такой мощной индустрии, как промыш-
ленность строительных материалов.
Основная идея её заключается в том, чтобы в масштабах
страны в крупных горно-добывающих регионах полностью отка-
заться от бесчисленного множества мелких карьеров и карьерчи-
ков по добыче сырья для предприятий, производящих строитель-
ные материалы, а получать их только от ГОКов, что будет значи-
тельно дещевле, лучше по качеству и резко улучшит экологиче-
скую ситуацию.
И это — не фантастика, такие регионы существуют уже сейчас.
Например, регион Курской магнитной аномалии, конкретнее — её
Губкинско-Старооскольский узел. Здесь на базе двух мощнейших в
стране Лебединского и Стойленского горно-обогатительных ком-
бинатов вырос большой комплекс предприятий индустрии строй-
материалов.
Построен специально под это сырье и действует уже более 20
лет цементный завод — один из крупнейших в Европе. Действуют
крупные (до 5 млн м3/год) дробильно-сортировочные установки по
71
производству строительного и дорожного щебня из кварцитопес-
чаников. Возведено несколько заводов керамического и силикатно-
го кирпича, крупнейший из которых производительностью 100 млн
штук в год. Построено несколько линий по производству керамзи-
тобетонных блоков производительностью по 10 млн штук в год
каждая, а также цеха по производству железобетонных изделий (15
тыс. м3/год). Действуют заводы асфальтовый, керамзитовый и по
классификации песков.
Работают установки по производству строительного и тонко-
дисперсного мела для бумажной, резинотехнической, пластмассо-
вой, медицинской и парфюмерной отраслей. Функционируют пред-
приятия по выпуску гончарных изделий, керамической плитки,
технического стекла, каменного литья и др.
Рассмотрев и кратко охарактеризовав две первые разновидно-
сти диверсификации горных предприятий, отметим, что существу-
ет и третья, несколько специфическая её разновидность.
Мы назвали её комплексным освоением недр на разрабатывае-
мом месторождении. В данном случае речь идет о том, что наряду с
добычей и переработкой основного полезного ископаемого, с попут-
ной или специальной добычей на этом же шахтном (карьерном) поле
других полезных ископаемых (пустых пород) горные предприятия,
следуя приведенной в начале раздела формулировке диверсифика-
ции, занимаются не только выпуском дополнительной продукции,
но и оказанием специфических услуг.
Это также связано с особенностями извлечения из недр полез-
ных ископаемых, сопровождающимся образованием в массивах гор-
ных пород значительных объёмов пустот. Во многих случаях эти
пустоты не погашаются, т.е. не производится их искусственное
обрушение или закладка.
Все расширяющиеся масштабы использования таких камер
наряду с возведением специальных подземных емкостей показы-
вают высокую эффективность их применения для решения мно-
жества задач.
В наши дни подземное пространство используется буквально
во всех областях человеческой деятельности. С большой условно-
стью можно выделить следующие направления этого процесса:
• устройство различных хранилищ, отличающихся по масшта-
бам, продукции и срокам её хранения;
• захоронение вредных, радиоактивных и токсичных веществ,
отходов производства, узлов и агрегатов;
72
• размещение экологически грязных и вредных производст-
венных объектов: атомных электростанций (АЭС), предпри-
ятий по производству строительных материалов (заводы це-
ментные, известковые, кирпичные, керамических изделий и
т.п.), химических производств;
• размещение энергетических объектов: гидроаккумулирую-
щих электростанций (ГАЭС), электроподстанций, газо- и
продуктоперекачивающих станций и др.;
• устройство различных бальнеологических и физиотерапев-
тических лечебниц в горных выработках.
Обозначенную деятельность горное предприятие может вы-
полнять собственными силами или путем сдачи соответствующих
горных выработок и оборудования в аренду.
В мировой практике использование подземных пространств
для размещения нефте- и газохранилищ, складов сельскохозяйст-
венных продуктов распространено довольно широко.
То же можно сказать теперь и о захоронении вредных (радиоак-
тивных, токсичных) веществ и связанного с ними оборудования.
Эти направления использования подземных горных выработок
хорошо известны и не требуют специальных комментариев.
Но есть немало проектов и реализованных примеров, отли-
чающихся необычностью размещаемых в подземном пространстве
объектов и неординарностью в связи с этим технических решений.
К их числу можно отнести предложение сотрудников НИИКМА
(г. Губкин) по размещению фабрики по обогащению железистых
кварцитов в существующих подземных камерах шахты им. Губкина.
Идея заключается в том, чтобы совместить в пространстве
технологические единицы по добыче руды (очистные камеры),
единицы по её переработке (дробление и обогащение) и хвостохра-
нилища, сведя при этом к минимуму протяженность транспортных
коммуникаций.
Таким образом, формируется безотходная технология добычи
и обогащения руды с замкнутым подземным экологически безо-
пасным циклом производства.
В качестве примера на рис. 6.2 представлен вариант компонов-
ки подземной обогатительной фабрики в отработанных камерах
шахты им. Губкина (КМА) [19].
73
Рис. 6.2. Схема размещения камер и выработок подземной обогатительной фабрики:
1 — бункер камеры крупного дробления; 2 и 8 — соответственно камеры среднего и крупно-
го дробления; 3, 4,6 — вентиляционные выработки; 5 — откаточный штрек; 7 — бункер с
суточным запасом руды: 9 — камера измельчения; 10 — камера магнитной сепарации; 11 —
восстающий для доставки оборудования; 12 — выработка для доставки оборудования; 13, 14,
15 -— транспортные выработки
К изложенному следует добавить, что полученный на фабрике
железорудный концентрат на поверхность может подниматься с
помощью гидротранспорта.
Хвосты обогащения направляются в сгустители и далее в под-
земные камеры для закладки очистных выработок. Осветленная
вода из сгустителя и закладываемых камер вновь применяется в
технологических процессах.
Примером оригинального использования подземных пустот,
образованных в результате отработки руд, является размещение в
них нижнего бассейна гидроаккумулирующей электростанции
(ГАЭС) [19].
В начале 80-х годов прошлого столетия коллектив сотрудни-
ков (ВИОГЕМ) под руководством автора выполнил исследования,
в результате которых была установлена принципиальная возмож-
ность и разработаны рекомендации по использованию изолиро-
ванной части отработанного поля шахты им. Губкина для соору-
жения подземного бассейна гидроаккумулирующей электростан-
ции (ПБ ГАЭС), действующей одновременно с добычными рабо-
тами на руднике.
На основе этих работ специалистами Гидропроекта, Оргэнер-
гостроя и Центрогипроруды выполнены проектные проработки по
реализации этой идеи [19] (рис. 6.3).
Рис. 6.3.
1 — массив неустойчивых налегающих пород; 2 — предохранительный потолочный целик;
3 — вмещающий массив пород; 4 — камеры-емкости; 5 — транспортные, вентиляционные,
вспомогательные протяженные выработки; — длина камеры, Ь,. — ширина камеры
75
Суть функционирования ГАЭС состоит в том, что вода, накоп-
ленная в верхнем бассейне (ВБ) — озеро или пруд на земной по-
верхности, либо вода в подземных камерах вышележащего гори-
зонта направляется на расположенные ниже гидротурбины, что
способствует выработке электроэнергии. В этом режиме ГАЭС ра-
ботает в дневное или другое необходимое время, когда появляется
повышенный спрос на электроэнергию.
Когда спрос на электроэнергию существенно снижается (на-
пример, в ночное время), ГАЭС работает в режиме накопления энер-
гоносителя, т.е. вода из нижнего бассейна перекачивается в верхний.
Представляет также интерес использование отработанных под-
земных камер в качестве емкостей для воздушно-аккумулирующих
газотурбинных электростанций (ВАГТЭ), работающих по схожему
с ГАЭС принципу.
Особое место отводится проблеме размещения в подземном
пространстве комплексов вредных производств.
До того как сложились современные представления об окру-
жающей среде и взаимоотношениях людей с ней, главной целью
было экономическое и техническое развитие общества. Однако со
временем безоговорочное принятие указанных ценностей привело
к глубокой озабоченности общества последствиями для окружаю-
щей среды.
Можно привести множество примеров, когда ущерб, связан-
ный с ухудшением окружающей среды, бывает достаточным осно-
ванием для отвергания проекта, несмотря на его очевидные техни-
ческие достоинства.
В последние годы развивается альтернативный подход. Когда
уже на начальной стадии планирования в качестве критериев оценки
проекта принимается как экономический, так экологический эффект.
Вследствие противоречивости этих критериев неизбежна ком-
промиссная система, в которой один из них (скорее всего — эко-
номический критерий) выступает в качестве целевой функции, а
другой (экологический) — в качестве ограничения.
В такой постановке решение проблем возможно при условии
применения методов системного анализа. Кроме прочего, систем-
ный подход к решению задачи гарантирует от распространенной
ошибки — механического переноса объекта из одной среды (зем-
ной поверхности) в другую (подземное пространство), не образуя
при этом системы.
76
Здесь необходимо сделать немаловажную ремарку. Некоторые
специалисты в области освоения подземного пространства считают,
что в этой среде можно размещать только «чистые» объекты и про-
изводства.
Правда, такое мнение по мере развития этого процесса стано-
вится уже не столь неоспоримым. Причина, разумеется, не в пре-
обладании чьего-то мнения. Ситуация с динамикой состояния ок-
ружающей среды оказалась более тревожной, чем мы представляли
еще несколько лет назад.
Следуя тенденциям развития современных технологий, человече-
ское общество с ускоряющимися темпами движется к самоуничтоже-
нию. Наиболее радикальный путь для избежания этой перспективы —
изоляция зон вредных производств от среды обитания людей.
В свете отмеченного предпочтительнее в подземном простран-
стве размещать (захоронять) именно «грязные» вещества и произ-
водства.
Другое дело, что современные технологии не всегда и не во
всем готовы к размещению в подземном пространстве. Но решение
этой проблемы неизбежно.
Иными словами, имеются два взаимно дополняющих друг
друга пути: 1) изменение технологий размещаемых в недрах произ-
водств в направлении большего приспособления к этой среде и 2)
проектирование таких производственных систем с учетом взаимо-
влияния и взаимодействия их с массивами горных пород и земной
коры в целом.
Коллективом ученых ВИОГЕМа и БТИСМа под руководством
автора были выполнены, придерживаясь изложенной концепции,
поисковые научные исследования по размещению в подземном
пространстве экологически тяжелого производства.
В качестве такого объекта выбрали цементный завод с воз-
можным размещением его в массиве микрокварцитов Курской
магнитной аномалии (КМА), на участке отработанных камер шах-
ты им. Губкина.
Задача чрезвычайно сложная и ответственная как с техниче-
ской точки зрения, так и вследствие многофакторности взаимо-
влияющих процессов и их характеристик.
Таким образом, основа решения такой задачи — надежная ин-
формация о составе, свойствах и состоянии массива горных пород
на выбранном участке.
77
Наибольшей надежностью обладают характеристики массива,
определенные в натурных условиях, дополненные лабораторными
и аналитическими исследованиями.
Такой комплекс всестороннего изучения массивов горных по-
род на указанном участке КМА к моменту постановки данной за-
дачи проводился нами на протяжении двадцати с лишним лет с
применением самых современных по тому времени методик и ап-
паратуры.
В результате получен огромный массив информации о струк-
турных, гидрогеологических, морфологических, физических, меха-
нических, тектонических и других характеристиках пород и руд
участка [12, 19].
Использование этих данных явилось основой решения боль-
шого количества фундаментальных и прикладных задач по геотек-
тонике, структурам полей напряжений, геомеханике, гидрогеоме-
ханике, прикладным направлениям горного производства.
Именно эта база данных позволила получить надежные и ори-
гинальные технические решения по экономически эффективной
разработке железорудных месторождений КМА.
Она же позволила решить сложные задачи по принципиально
возможному размещению в подземном пространстве региона (в
том числе и в поле отработанных камер шахты им. Губкина) гидро-
аккумулирующей электростанции и атомной электростанции.
Одним из подтверждений надежности массива пород и пра-
вильности выводов о возможности сооружения в нем сложных
объектов послужили успешные масштабные эксперименты, прове-
денные за последние годы по заполнению двух отработанных ка-
мер мокрыми хвостами обогатительной фабрики.
Таким образом, имеется мощная и достаточно хорошо апроби-
рованная база исходных данных об участке земной коры для изу-
чения возможности размещения в недрах одного из экологически
наиболее неблагополучных производств промышленности строи-
тельных материалов — цементного.
Современные технологические линии по производству порт-
ланд-цемента представляют собой последовательно расположен-
ные в горизонтальную линию агрегаты длиной 150—300 м: сырье-
вой узел —»отделение обжига —> отделение помола клинкера.
Площадь, занимаемая цементным заводом мокрого способа
производства мощностью 2,5 млн т цемента в год, достигает 30 га.
78
Рис. 6.4. Эскиз технологической схемы обжи-
га клинкера с печью кипящего слоя произво-
дительностью 300 т в сутки:
1 — подача сырьевой муки; 2 — трехступенчатый
циклонный теплообменник; 3 — кальцинатор; 4 —
печь кипящего слоя; 5 — охладитель клинкера; 6 —
подача крупки клинкера (затравки) $
К тому же производство цемента ха-
рактеризуется высоким расходом то-
пливно-энергетических и материаль-
ных ресурсов, оказывает большое не-
гативное воздействие на окружаю-
щую среду.
В поисках преодоления этих недостатков в последние годы
вместо горизонтальной планировки основного технологического
оборудования усиленно развивается вертикальный принцип распо-
ложения цепи агрегатов.
В качестве примера можно назвать способ производства це-
мента, предложенный японскими фирмами IHI и Чичибу-цемент
[21, 22]. Здесь технологическая линия включает в себя печь кипя-
щего слоя производительностью 300 т/сут, трехступенчатый по-
догреватель сырьевой смеси, кальцинатор и два охладителя клин-
кера (рис. 6.4).
По аналогичной вертикальной схеме располагаются и линии
измельчения сырьевой смеси и клинкера (рис. 6.5).
Особенностями этих схем являются компактность размещения
в горизонтальной плоскости, практическое отсутствие необходи-
мости в горизонтальном перемещении материалов в процессе их
передела, значительное сокращение строительно-монтажных работ,
металлоемкости и расходов на эксплуатацию оборудования.
С точки зрения темы нашего анализа, такая технологическая
линия хорошо вписывается в сеть выработок подземного простран-
ства и может использовать существующие транспортные, вентиля-
ционные и иные подземные коммуникации.
Проблему размещения в подземном пространстве вредных це-
хов и производств рассматривают, следовательно, в двух аспектах:
• замена окружающей среды на более резистентную и толе-
рантную;
79
Рис. 6.5. Поточная схема двухстадийного
измельчения материала:
/ — подача исходного материала; 2 — валковый
пресс; 3 — дезагломератор; 4 — сепаратор грубого
измельчения; 5 — двухстадийный сепаратор тон-
кого измельчения Сепакс; б — шаровая мельница;
7 — готовый тонкий помол; 8 — отсев сепаратора;
9 — отсев сепаратора Сепакс
• изучение путей изменения неко-
торых технологических процес-
сов с учетом возможностей ре-
сурсов окружающей среды.
Второй аспект проблемы нами
кратко рассмотрен. Анализ путей
развития технологических схем производства цементного клинкера
в ближайшем будущем и уже имеющийся практический опыт пока-
зывают не только принципиальную, но и реальную возможность
трансформирования традиционной горизонтальной компоновки
цепи аппаратов на вертикальную, более приемлемую при подзем-
ном размещении производства.
Изучение первого из названных аспектов — задача не менее
сложная и не менее важная, нежели рассмотренный второй аспект
проблемы. Для решения её требуется определение начального и
изменяющегося в пространстве и времени напряженно-деформиро-
ванного состояния массивов пород и элементов подземных конст-
рукций в результате взаимодействия гравитационного, тектониче-
ского, динамического и температурного полей напряжений. Не-
смотря на сложность, методики решения таких задач разработаны.
Апробирование их для выбранного примера (размещение це-
ментного производства в массиве микро кварцитов КМА) показало,
что технически этот проект реализуем, экономические и экологи-
ческие показатели его эффективны [23].
Необходимость в несколько подробном изложении общих по-
ложений диверсификации горных предприятий была обусловлена
отсутствием систематизированного и обобщенного описания этой
становящейся все более актуальной проблемы в отечественной
горной научно-технической литературе.
Рассмотрим теперь, каким образом изложенные принципы и
особенностй диверсификации горных предприятий преломляются в
связи с комбинированной разработкой рудных месторождений.
80
Диверсификацию и в этом случае следует рассматривать с по-
зиций ранее изложенных принципов комбинированной разработки,
т.е. как часть единого проекта освоения месторождения.
Такая постановка проблемы обеспечивает наибольший эффект
от комплексного подхода к освоению месторождения при комби-
нированной его разработке.
Разумеется, достигается это не всегда. Между работами по
реализации основной части проекта и диверсификацией, как пра-
вило, имеется временной разрыв. Но этот разрыв может быть как
со знаком плюс, так и со знаком минус.
Рассмотрим, однако, проблему в той последовательности раз-
новидностей диверсификации, которая была приведена в начале
данного раздела.
Итак, использование попутно добываемых пород характерно
для всех вариантов комбинированной разработки, когда освоение
месторождения начинается со строительства карьера.
При этом, чем больше объемы и разновидности вскрышных
пород, тем успешнее развивается диверсификация и тем больший
доход она может принести задолго до начала получения основного
полезного ископаемого.
В этом случае важно, чтобы комплекс диверсификации также
составлял часть единого проекта предприятия, а по времени ввод в
строй его добычных и перерабатывающих единиц опережал ос-
тальные объекты основного производства.
Это важно ещё и потому, что в этом случае удается наиболее
рационально разместить отвалы пустых пород и решить вопросы
изъятия минимальных площадей земельных угодий.
Следует подчеркнуть, что доход от реализации продукции, по-
лученной от переработки попутно добытых пород, может быть ре-
инвестирован и в значительной мере удешевит и ускорит строи-
тельство основного производства.
При такой форме диверсификации горного производства эко-
номическая выгода формируется по двум-трем направлениям.
Во-первых, утилизация части вскрышных пород способствует
уменьшению общего объема отвалов. Это влечет за собой:
1) уменьшение изъятия земель под отвалы на величину Д50тв>
пропорциональную объемам используемых при диверсификации
пород Д VB
81
Д5ИВ=ДУВ-^, (6.1)
лотв
где кр — коэффициент разрыхления пород, доли ед.; 1готв — средняя
высота отвалов, м;
2) снижение суммарных затрат на транспортирование вскрыш-
ных пород по поверхности;
3) уменьшение суммарных расходов на обслуживание и ре-
культивацию отвалов;
4) снижение отчислений и платежей из дохода предприятия на
капитальные затраты, на изъятие земель, на налог на землю, на пла-
тежи за размещение отходов и др.
Во-вторых, если утилизируемые породы перевести в катего-
рию полезных ископаемых, существенно сокращаются эксплуата-
ционные затраты на добычу основного полезного ископаемого (ру-
ды, например), что ведет к уменьшению себестоимости товарной
продукции и к соответствующему повышению дохода предприятия
и его конкурентоспособности.
Отмеченные позитивные результаты диверсификации пред-
приятия (в данном случае преимущественно в части ведения от-
крытых горных работ) особенно полно проявляются при комбини-
рованной разработке месторождения.
В этом случае у предприятия появляется возможность более ра-
ционального управления находящимся в его распоряжении капиталом.
Используя, например, методику, изложенную ранее в этом же
разделе (рис. 6.1), можно определить экономически более выгод-
ные объемы, направления, сроки и очередность инвестиций в
имеющиеся у предприятия три разнохарактерные направления дея-
тельности (использование попутно добываемых пород, строитель-
ство карьера, строительство подземного рудника), каждое из кото-
рых может быть представлено несколькими программами.
При этом в условиях и критериях решения вариантов задач
принимается установка на получение наибольшего и в кратчайшие
сроки дохода от производства и реализации продукции из попутно
добываемых пород (например, строительных материалов), который
реинвестируется на вскрытие месторождения основного полезного
ископаемого подземными выработками и карьером.
С технологической точки зрения оптимизируются грузовые по-
токи пустых пород и руды из карьера и подземного рудника (рис. 6.6).
82
Рис. 6.6. Схема грузопотоков:
— рудные карьера; »— рудные совместные карьера и рудника; —р----породные
Если по геологическим условиям вблизи карьерного или
шахтного поля имеются залежи определенных типов пород или
других (сопутствующих) руд, пользующихся на рынке устойчивым
спросом, то выполняется экономическая и техническая оценка це-
лесообразности отработки их наряду с освоением основного полез-
ного ископаемого.
Если комбинированная технология добычи руды — это страте-
гия разработки месторождения, то диверсификацию можно рас-
сматривать в качестве одного из тактических приемов, который
способен как усилить, так и ослабить положительные и отрица-
тельные особенности этой технологии.
В самом деле, характеризуя в предыдущих разделах специфи-
ку комбинированной разработки, мы отмечали, что взаимопроник-
новение схем и открытых, и подземных работ способствует дости-
жению более высоких технических и экономических результатов.
От масштабов, характера, направленности этого взаимодейст-
вия зависит, получатся ли результаты позитивными или негатив-
ными для обоих способов или одного из них. Следовательно, важно
добиться состояния взаимодополнения их, а не противостояния. К
сожалению, последнее на практике встречается довольно часто.
В большой мере этой относится к диверсификации производ-
ства при комбинированной разработке месторождения.
Например, объемов попутно добываемых пород на каком-то
начальном периоде строительства предприятия может оказаться
недостаточно для организации и эффективной реализации
диверсификации.
83
А проведение её неоправданно интенсивно или в неподходя-
щие сроки может навредить развитию основного производства.
В то же время именно в этот период строительства важна до-
полнительная прибыль для инвестирования основного проекта.
Не менее противоречива ситуация и при диверсификации на
базе специально добываемых пород и руд с использованием основ-
ных фондов главного производства.
И в том, и в другом случаях необходима технологическая и
экономическая (на основе изложенной ранее модели диверсифика-
ции) проработка объемов дополнительного производства, сроков
начала реализации и влияния их на развитие основного проекта.
Вместе с тем очевидно, что при комбинированной разработке
месторождения диверсификация горного производства в любой из
рассматриваемых форм более эффективна экономически и рацио-
нальна технологически.
7. ПРИНЦИПЫ ПРОЕКТИРОВАНИЯ
ПРЕДПРИЯТИЯ ДЛЯ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
7.1. Общие положения
Комбинированная разработка рудных месторождений обладает
особенностями и возможностями, которые присущи именно ей и ко-
торые не проявляются при только открытой или только подземной
разработке. Иными словами, комбинированная разработка сущест-
венно отличается, как от открытой, так и от подземной технологии.
Что качественно нового получаем при комбинированной раз-
работке месторождений?
1. Достигается наибольшая полнота отработки запасов место-
рождения.
2. Обеспечивается наибольшая по сравнению с другими
способами интенсивность отработки запасов полезных ископаемых
на месторождении.
3. Появляется возможность использования открыто-подзем-
ного пространства для отработки запасов с помощью очистных
единиц нового типа.
84
4. Обеспечивается возможность транспортирования основной
рудной массы из карьера по существенно более дешевым комму-
никациям с использованием подземных горных выработок.
5. Создаются условия для применения на погрузодоставочных
операциях в карьере машин и оборудования нового поколения.
6. Появляется возможность разработки более эффективных с
технологической точки зрения схем вскрытия запасов подземного
рудника с использованием карьерного пространства.
7. Достигается минимизация начальных и последующих удель-
ных капитальных затрат (на единицу продукции или запасов) без
существенных колебаний в производительности предприятия.
8. Вследствие позитивного взаимовлияния открытой и подзем-
ной технологий обеспечивается возможность существенного уве-
личения производственной мощности предприятия без дополни-
тельных инвестиций.
9. В результате отмеченного взаимовлияния технологий сни-
жаются суммарные эксплуатационные расходы и появляются воз-
можности рационального и целенаправленного управления денеж-
ными потоками.
В этом перечне мы стремились высветить лишь то особенное,
что характерно и возможно только при комбинированной разработке.
Что касается достоинств этого способа разработки месторож-
дения, то их перечень пространнее и об этом речь шла подробно в
начале книги, там же были рассмотрены и его недостатки.
Наша задача заключается в том, чтобы при проектировании
горного предприятия с комбинированным способом разработки ме-
сторождения не растерять, не обесценить то качественно новое, что
он содержит, использовать положительные стороны и свести до
минимума его недостатки.
7.2. Принципиальные положения проектирования
1. Как неоднократно подчеркивалось в предыдущих разделах,
важнейшим принципом проектирования комбинированной разра-
ботки месторождения является составление единого проекта всего
предприятия, охватывающего весь период его существования.
В состав единого проекта должно быть включено также все,
что относится к диверсификации основного производства.
Недопустимо составление обособленных проектов отработки
отдельных участков месторождения различными технологиями
(например, открытым, подземным, физико-химическим и другими
85
способами) независимо от того, будут ли на них вести работы од-
новременно или последовательно.
Только при соблюдении указанного принципа в наиболее пол-
ной мере проявляются и могут быть использованы преимущества
комбинированной разработки месторождений, изложенные в пре-
дыдущих разделах.
Напротив, нарушение его приводит к утрате этих преимуществ.
Более того, пространственные и временные разрывы в применении
различных технологий на участках месторождения порождают
специфические геомеханические, технологические проблемы, ко-
торые с громадными трудностями и затратами средств и времени
приходится преодолевать впоследствии.
Следует вместе с тем признать, что в нашей стране до сих пор прак-
тически нет горно-добывающего предприятия, которое изначально было
бы полностью спроектировано под комбинированную технологию.
Существует несколько объектов, по которым уже в разгар или к
окончанию открытых горных работ были составлены дополнитель-
ные проекты на подземную разработку подкарьерных или приборто-
вых запасов в режиме одновременной или последующей доработки
(Учалинский ГОК, Сибайский ГОК, Северное месторождение в Пе-
ченге, Хибинские апатитовые, Тырныаузское месторождения и др.).
Помимо того, что такое положение нельзя признать нормаль-
ным, мы уже имеем примеры негативных последствий непроду-
манной технической политики.
Стремление во что бы то ни стало увеличить глубину дейст-
вующего карьера до абсурдного предела и оттянуть во времени не-
избежный переход на подземную разработку привели к тому, что
существенно уменьшились запасы, а отсюда — и эффективность
работы подземного рудника.
И это при том, что работа карьера на последних десятках и
сотнях метров перестает быть эффективной. Достаточно отметить,
что на больших глубинах после производства массовых взрывов на
нижних горизонтах работы в карьере останавливают для проветри-
вания на несколько смен и суток.
Планируя ведение подземных разработок вслед за уже сущест-
вующими открытыми, приходится выбирать заново схему вскры-
тия рудной залежи за пределами карьера, отстраивать трассы гру-
зопотоков, создавать систему вентиляции, схемы осушения место-
рождения, устраивать закладочное хозяйство, если оно понадобит-
ся и т.п., то есть проектировать весь рудник.
86
А это громадные дополнительные средства и немалое время.
Вот почему необходим единый проект комбинированной разра-
ботки месторождения, а если по какой-либо причине не удалось его
своевременно составить, то необходимо сделать это как можно рань-
ше в период активной открытой разработки месторождения.
2. Принцип многовариантности основных системообразующих
решений и проекта предприятия в целом.
Поскольку при разработке месторождения и объектом произ-
водственной деятельности людей, и средой, в которой они эту дея-
тельность осуществляют, является массив горных пород, все аспек-
ты этого взаимодействия всецело зависят от свойств, состояния и
состава названного объекта—среды.
Между тем, массив горных пород, являясь частью земной коры,
представляет собой уникальное явление, аналоги которого нам по-
ка неизвестны.
Мало того, перечисленные выше его характеристики на всех
масштабных уровнях изменчивы в такой степени, что количествен-
ное прогнозирование их представляет задачу весьма сложную и в
значительной степени непредсказуемую.
В связи с этим решить технологические, геомеханические,
экономические и другие прикладные задачи горного производства
с удовлетворительной точностью и надежностью конечных резуль-
татов весьма затруднительно.
Проявляющаяся стохастичность характеристик горных пород
вынуждает прибегать к использованию приемов математической
статистики для получения каких-либо результатов с заданной до-
верительностью.
Поэтому проектированию предшествует громадная подготови-
тельная работа по определению характеристик руд и пород по де-
сяткам и сотням показателей, а сами проектные решения принима-
ются на основе проработки нескольких (не менее двух-трех) вари-
антов системных объектов.
Затем путем сравнительного анализа выбирается наиболее
приемлемый по конечным показателям проект.
3. Следующий принцип состоит в том, что технико-экономи-
ческую оценку вариантов основных принимаемых решений и эф-
фективности проекта в целом следует производить на уровне ко-
нечной продукции (например, металла в концентрате) по совокуп-
ности экономических критериев чистого дисконтированного дохо-
87
да (ЧДД), внутренней нормы доходности (ВНД), срока окупаемо-
сти инвестиций (7).
Во множестве существующих методик оценки технико-
экономической эффективности проектных решений используют
различные критерии: удельные капитальные расходы, себестои-
мость продукции (чаще — руды, реже — концентрата), совокуп-
ный доход, прибыль и т.д. Отметим, что ни один из них не дает
полной объективной оценки проекта в той мере, в какой это удает-
ся сделать с помощью критериев ЧДД, ВНД и Т.
С помощью перечисленных критериев можно проследить и
оценить динамику денежных потоков в производственном цикле,
эффективность и уровень используемых технических и технологи-
ческих решений, соответствие их горно-геологическим условиям,
маркетинговую политику предприятия и т.д.
Критерий прибыли здесь менее предпочтителен в сравнении с
доходом вследствие того, что показатель доходности не искажен
влиянием различных отчислений — налогов, платежей, рент и т.п. —
уровень которых, как известно, имеют часто директивный характер.
4. При комбинированной разработке месторождения на грани-
це различных технологий (например, открытой и подземной) воз-
никает некоторая неопределенность в установлении эксплуатаци-
онных кондиций качества и количества запасов.
Дело в том, что указанная граница представляет собой не ли-
нию и не поверхность, а некоторую зону, положение и размер ко-
торой регулируются следующими факторами:
• пространственным положением границы (в простейшем слу-
чае — глубиной карьера), определяющимся расчетом с ко-
нечной погрешностью 20—25 %, т.е. в среднем не менее
±45-5-50 м;
• положением границы, полученным в результате экономиче-
ских расчетов (как это было показано в предыдущем разде-
ле), корректирующимся посредством учета воздействия гео-
механических, технологических, экологических и других
факторов; величина этих корректировок соразмерна с ука-
занной ранее;
• доработкой запасов карьера до проектной глубины специ-
альными открытыми, открыто-подземными и подземными тех-
нологиями; отметим, что в зависимости от горно-геологичес-
ких условий речь идет о зоне мощностью до 100 м и более.
88
Вообще в процессе эксплуатации месторождения корректи-
ровки границы в целом или отдельных её участков возможны под
влиянием непредвиденных, привходящих причин.
Таким образом, при комбинированной разработке на месторо-
ждении формируются малые или большие (но всегда — сущест-
венные) зоны, запасы руды в которых не имеют определенной тех-
нологической принадлежности.
Поэтому из-за воздействия перечисленных факторов отработку
запасов можно осуществлять, сообразуясь в большей степени с
геомеханическими и технологическими требованиями, нежели с
экономической целесообразностью.
При этом не исключено установление для таких зон динамич-
ных «плавающих» кондиций эксплуатационных запасов на базе оп-
тимизации потерь и разубоживания [25].
5. Об особенностях оценки ещё одной характеристики добы-
ваемых полезных ископаемых.
Согласно действующим инструкциям по проектированию гор-
но-добывающих предприятий, оценка целесообразности освоения
месторождения определяется также путем расчета извлекаемой
ценности рудной массы ИЦ как одной из характеристик полезного
ископаемого. Приравняв её к затратам на добычу и переработку
руды, получают значение промышленно-минимального содержа-
ния, которое и принимается.
Таким образом, получают значения промминимума отдельно
для открытых и подземных технологий, в том числе и для комби-
нированной разработки.
Но при решении задачи для совместной разработки месторож-
дения средневзвешенная извлекаемая ценность будет существенно
больше и зависит она от соотношений добываемых рудных масс и
содержаний в них полезного компонента в карьере и подземном
руднике.
Продемонстрируем это положение на конкретном примере,
содержащемся в работе [26].
Как мы указывали ранее, в нормативных документах по проек-
тированию горных предприятий, в том числе и использующих
комбинированный способ, рекомендуется извлекаемую ценность
ИЦ при открытых и подземных технологиях определять раздельно:
(иц)о^0,01Со(1-ро)еоц;
89
(ИЦ)ш=0,01Сш(1-Ри)с„Д,
(7.1)
где Со и Сш — содержания полезных компонентов в рудах балансо-
вых запасов карьера и подземного рудника, %; Ро и Рш — разубо-
живание руды, добытой в карьере и руднике, доли ед.; ео и еш —
извлечения полезного компонента при обогащении рудной массы,
добытой в карьере и руднике, доли ед.; Ц— отпускная цена полез-
ного компонента в концентрате, руб/т.
Допустим, что перечисленные исходные данные в нашем слу-
чае имеют значения, приведенные в таблице.
Объект С, % Р, доли ед. £ Ц, руб/т
Карьер 0,122 0,1 0,3 5000
Подземный рудник 0,26 0,15 0,72 5000
Тогда согласно (7.1), получим (ИЦ)О = 46,2 руб/т, (ИЦ)Ш =
222,7 руб/т.
В этом случае, если при совместной разработке месторожде-
ния карьер дает, положим, 2/3 общей добычи предприятия, а под-
земный рудник лишь 1/3, то средневзвешенная извлекаемая цен-
ность в соответствии с инструкциями будет
(ИЦ)^ =(2-46,2 + 222,7-1)/3 = 105 руб/т.
Однако при совместной разработке правильнее вести расчет с
учетом уже средневзвешенного содержания полезных компонентов
Сср (или средневзвешенного объема этих полезных компонентов), т.е.
Сср=(2-Со+1-Сш)/3 = 0,147%.
Тогда истинная извлекаемая ценность при совместной разработке
(ИЦ) =0,01-0,147-0,62-5000-28 = 127,6, т.е. в 1,22 раза
больше значения, полученного по рекомендуемой инструкциями
методике.
6. Следующий принцип предусматривает маркетинговую, тех-
нологическую и экономическую проработку диверсификации про-
изводства (хотя бы на уровне «Технико-экономического обоснова-
ния кондиций») на базе геологических возможностей месторожде-
ния для возможной организации комплексного и самостоятельного
90
направления развития предприятия в качестве экономического или
социально-экологического его резерва.
Этот принцип требует пристального внимания особенно в от-
ношении горно-обогатительных предприятий в связи со специфи-
кой районирования рудных месторождений. Но главная особен-
ность последних состоит в том, что их запасы исчерпаемы. А по-
скольку горные предприятия в большинстве являются градообра-
зующими, то отработка запасов основного полезного ископаемого
приводит к кризисной социальной ситуации.
Избежать или хотя бы смягчить её можно путем диверсифика-
ции предприятия, переключив его, например, на добычу и перера-
ботку других полезных ископаемых, повторную добычу руд, добы-
чу и переработку отвалов и т.д.
7.3. Особенности проектирования комбинированной
РАЗРАБОТКИ РУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Согласно нормативным документам [13, 14 и др.], разработке
горного проекта на освоение месторождений с применением любой
технологии предшествует составление и защита ТЭО кондиций по
месторождению и содержащимся в нем полезным ископаемым. Это
документ, в котором намечены и достаточно четко очерчены все
принципиальные решения по освоению месторождения.
Формально этот этап не относят к проектированию. Однако,
хотим мы того или нет, но в составленном и, что важно, — в за-
щищенном и утвержденном ТЭО кондиций содержатся все важ-
нейшие качественные и количественные параметры горного пред-
приятия и их обоснование.
Более того, при проектировании предприятия отклонения от
содержащихся в ТЭО кондиций решений не допускаются уже и
формально.
В проекте предприятия развиваются, углубляются и прорабаты-
ваются более детально те идеи, которые заложены в ТЭО кондиций
отрабатываемого месторождения и утверждены протоколом Госу-
дарственной комиссии по запасам Российской Федерации (ГКЗ РФ).
В целом проект предприятия по освоению месторождения
комбинированным способом включает в себя все разделы, преду-
смотренные соответствующими нормативными документами по
проектированию горных объектов.
91
Созданию любого проекта на разработку месторождения по-
лезных ископаемых предшествует анализ данных геолого-разве-
дочных работ. С некоторой спецификой направленности проекта на
комбинированную разработку рудного месторождения схема тако-
го анализа изображена на рис. 7.1.
Рис. 7.1. Схема анализа горно-геологических условий
92
Некоторые основные элементы приведенной схемы были под-
робно рассмотрены в предыдущих разделах, включая этап выделе-
ния запасов месторождения, предназначаемых для отработки от-
крытым и подземным способами.
На некоторых этапах, обозначенных на схеме (рис. 7.1), на-
пример, таких как «Оценка условий залегания рудных тел», «Оцен-
ка достоверности геологической информации», «Оценка гидрогео-
логических условий», «Оценка геомеханических условий», «Гео-
метризация месторождения по показателям свойств руд» мы не ос-
танавливаемся, т.к. они представляют собой типовые задачи соот-
ветствующих учебных дисциплин («Геометрия недр», «Гидрогео-
логия и инженерная геология», «Геомеханика») и изложены в соот-
ветствующих учебниках в полном объеме, достаточном для реше-
ния рассматриваемой здесь задачи проектирования рудников.
Не останавливаясь на составе проектной документации и тре-
бованиях к нему, подробно регламентируемых нормативными до-
кументами, обратим внимание на некоторые положения, которые в
них не рассмотрены.
7.3.1. Разновидности проектов на комбинированную
разработку месторождения
Проекты комбинированной разработки бывают двух принци-
пиально различных типов: 1) проект на освоение нового месторож-
дения (или залежи), где особенности и достоинства комбинирован-
ной технологии могут проявиться со всей полнотой и 2) проект на
доработку (или повторную разработку) месторождения после пер-
воочередной открытой (или подземной) разработки. В последнем
случае, разумеется, многие достоинства комбинированной разра-
ботки будут утрачены.
Тем не менее, в ситуациях, соответствующих второму типу про-
ектирования, можно в определенной мере компенсировать утрачен-
ные позиции, если заблаговременно, до окончания работ по предше-
ствующей технологии (например, открытой) составить проект на ве-
дение последующих горных разработкок (к примеру, подземных).
При этом необходимо стремиться к тому, чтобы до окончания
горных работ в карьере были бы произведены по меньшей мере
вскрытие и подготовка первой очереди отработки шахтного поля. В
этом случае не только работники рудника, но и карьера успеют ещё
ощутить достоинства совместной разработки месторождения.
93
Обязанность генпроектировщика или подразделения предпри-
ятия, ответственного за подготовку стратегии его развития, заклю-
чается в том, чтобы своевременно обратить внимание руководства
эксплуатирующей компании на необходимость своевременного
принятия соответствующих решений.
При составлении проекта предприятия для комбинированной
разработки месторождения формирование его разделов, подбор и
оценка исходных данных, определение технических характери-
стик и подбор оборудования, расчеты технологических парамет-
ров процессов и др. производятся так же, как и при составлении
проекта для любого другого горного предприятия с монотехноло-
гией освоения месторождения.
Однако технологические, технико-экономические, экологиче-
ские и другие расчеты параметров проекта, в которых отражаются
взаимодействия открытых, подземных и иных используемых тех-
нологий добычи руды, определяются в соответствии с рекоменда-
циями, содержащимися в предыдущих разделах учебника.
Важнейшая задача проектирования заключается в том, чтобы
не растерять, не обесценить всё позитивное, что дает комбиниро-
ванная разработка месторождения, не допустить того, чтобы её
достоинства трансформировались в недостатки, что иногда наблю-
дается в практике горного производства в неумелых руках.
А такое становится возможным, если:
• геоло-горазведочные работы выполнялись без учета особен-
ностей технологий освоения месторождения, особенно в час-
ти методики подсчета и выбора критериев оценки запасов;
• составлен и в определенной мере реализован проект раз-
дельного вскрытия месторождения для различных техноло-
гий его освоения;
• приняты раздельные технологии и схемы водозащиты гор-
ных объектов, грузопотоков, энергетических и иных комму-
никаций;
• разработаны некомплексные меры по охране недр, по эколо-
гической защите окружающей среды, включая схемы разме-
щения и формирования специализированных объектов (от-
валов пород, хвостохранилищ, захоронения дренажных вод и
рассолов и др.);
• при проектировании и приобретении технологического, по-
грузо-доставочного, транспортного и другого оборудования
94
для каждой технологии допущена некомплексность, неуни-
версальность техники, что не позволяет обеспечить исполь-
зование её в смежных технологиях и приводит к увеличению
капитальных и эксплуатационных затрат;
• управление геомеханическими процессами осуществляется
при недостаточном учете их взаимовлияния при различных
технологиях добычи руды, что может привести к непрогно-
зируемым и опасным результатам;
• при строительтве объектов предприятия на земной поверх-
ности не были учтены характеристики всех применяющихся
технологий добычи и, особенно, геомеханические последст-
вия, что может вызвать необходимость даже их перемещения
на другое место вследствие возникновения деформаций по-
верхности;
• кадры специалистов проектных организаций и предприятий
не владеют знаниями в области особенностей ведения гор-
ных работ при комбинированной разработке месторождения,
что чревато самыми тяжелыми последствиями.
Перечисленные и другие упущения и ошибки, содержащиеся в
проектах или допускаемые при эксплуатации, можно в различной
мере откорректировать и даже устранить, когда придет понимание
неизбежности комбинированной разработки различными техноло-
гиями при освоении месторождения.
И чем раньше это наступит, тем больше шансов сохранить
средства и даже вернуть часть потерянного.
7.3.2. Системное проектирование
Системный подход — это метод решения сложных проблемных
задач, содержащий в своей основе представление об объектах как
системах с выявленной в них целостностью многочисленных связей.
В определенных условиях, т.е. в каждом конкретном случае, в
качестве совокупно влияющих и основных определяющих могут
выступать различные факторы. Как значимость, так и их количест-
во можно варьировать опять-таки в зависимости от условий и ре-
шаемой задачи.
Следует особо подчеркнуть, что системность проектирования
горно-добывающего предприятия для комбинированной разработ-
ки месторождения заключается прежде всего в составлении едино-
го проекта по всему комплексу производственных процессов.
95
Рис. 7.2. Системы и подсистемы предприятия и их взаимосвязи
Как отмечает член-корр. РАН Л.А. Пучков, объект проектиро-
вания следует рассматривать в этих условиях как горную систему.
Системный подход обеспечивает максимальное раскрытие досто-
инств комбинированной технологии освоения месторождения.
Анализ используемых программных систем автоматизирован-
ного проектирования горно-добывающих предприятий показывает,
что в большинстве случаев они затрагивают проектирование от-
дельных технологических процессов и операций. А чаще всего ис-
пользуются для автоматизации трудоемких расчетов.
Между тем, прошло уже немало времени, с тех пор как отече-
ственные ученые сформулировали современные принципы проек-
тирования горно-добывающих производств, ориентированные на
создание и использование экономико-математических моделей,
требующие вследствие своей многофакторности системного под-
хода [17, 18].
Решение задач при системном анализе выполняют на основе
количественной оценки взаимодействия их составных частей.
Выявление такого взаимовлияния становится возможным вслед-
ствие применения методов математической статистики, обработки
информации, многофакторного анализа, физического и математи-
ческого моделирования.
Важными становятся методы оптимизации.
Таким образом, исследование объектов как систем позволяет
преодолеть сложности проектирования таких многофакторных гор-
но-добывающих производств, какими являются комбинированные
технологии.
Системный анализ при проектировании позволяет избежать
нежелательных последствий и ошибок от принятия неверных ре-
шений.
При системном исследовании реальных (проектируемых) объ-
ектов используют теоретические структуры, называемые «моделя-
ми системы», в которых выделяют некоторое количество уровней
значимости взаимовлияющих факторов.
Например, по методике, приведенной в работе [22], на основе
инженерного анализа объекта можно выделить несколько уровней,
соответствующих иерархической структуре технологии комбини-
рованной разработки рудных месторождений (рис. 7.2).
97
8. УПРАВЛЕНИЕ ЗАПАСАМИ МЕСТОРОЖДЕНИЯ
И КАЧЕСТВОМ ДОБЫВАЕМЫХ РУД
8.1. Основные понятия и термины
Балансовые запасы — экономически целесообразные к раз-
работке на момент оценки запасы руд месторождения. Подсчиты-
ваются в объемном (м3) или весовом (т) выражении.
Забалансовые запасы — запасы, извлечение которых на мо-
мент оценки экономически нецелесообразно, или часть балансовых
запасов, использование которых на момент оценки невозможно по
горно-техническим, экономическим, геомеханическим, правовым,
экологическим и другим обстоятельствам (м3 или т).
Подсчет запасов выполняется на основе промышленных (экс-
плуатационных) кондиций.
Промышленные запасы — часть балансовых запасов, извле-
каемая из недр при выбранном способе разработки; определяются
путем вычитания из балансовых запасов проектных потерь (м3 или т).
Эта категория запасов по степени готовности к добыче подраз-
деляется на следующие группы:
• при разработке рудных месторождений подземным способом:
- вскрытые запасы — часть промышленных запасов, распо-
ложенная выше горизонта пересечения рудных залежей вскры-
вающими выработками (квершлагом из ствола или слепого ствола,
штольней и т.п.);
- подготовленные запасы — часть активных запасов очистно-
го блока (за исключением предусмотренных проектом целиков), в
которой пройдены все горно-подготовительные выработки;
- готовые к выемке запасы — часть активных подготовленных
запасов блока, в которой пройдены все нарезные выработки, необ-
ходимые для начала очистных работ;
• при разработке рудных месторождений открытым способом:
- вскрытые запасы — часть балансовых запасов на участках
уступов, верхняя поверхность которых освобождена от покрываю-
щих пород или руд верхних уступов, а на нижнюю поверхность
проведена вскрывающая выработка, предусмотренная проектом
(въездная траншея и др.);
- подготовленные запасы — часть вскрытых балансовых запа-
сов уступов, на которых обнажены верхняя и боковая поверхности
98
уступов, обеспечивающие равномерное подвигание добычного ус-
тупа без подвигания верхнего вскрышного уступа;
- готовые к выемке запасы — часть подготовленных запасов
уступов, для разработки которых выполнены все вспомогательные
работы и которые могут быть отработаны без подвигания верхних
уступов.
Кондиции. Ранее, в разд. 5.2.1, мы уже знакомились с этим
понятием. Не повторяя изложенного, приведем некоторые разъяс-
нения по методике формирования основных показателей, входящих
в этот комплекс.
Важнейшим среди них, безусловно, является содержание по-
лезных компонентов (например, металлов) в запасах, а затем — ив
добытой руде.
Различают следующие разновидности показателя содержания
полезного компонента в рудах:
• среднее кондиционное содержание компонента — минималь-
ное содержание, обеспечивающее экономическую целесообраз-
ность добычи данной руды;
• бортовое содержание полезного компонента используется
при оконтуривании рудных залежей;
• минимальное промышленное содержание компонента ис-
пользуется при оконтуривании выемочных блоков;
• условное содержание основного компонента (при много-
компонентных рудах), получаемое сложением значения со-
держания основного компонента со значениями содержаний
других полезных ископаемых, вычисленными с помощью
переводных коэффициентов (см. разд. 5.2.1).
Кондиции не являются оптимальной качественной характери-
стикой запасов месторождения. Они отражают предельные значе-
ния важнейших характеристик месторождения, при которых обес-
печивается экономическая целесообразность его разработки опре-
деленным способом.
Обоснование уровней кондиций требует сложных вычислений
по учету взаимосвязей различных горно-геологических и технико-
экономических параметров для установления варианта оконтури-
вания месторождения и оценки полезного ископаемого.
Оптимальные значения кондиций должны обеспечивать наи-
большую полноту использования недр при высокой экономической
эффективности освоения месторождения.
99
Как уже было отмечено, кондиции утверждаются Государст-
венной комиссией по запасам Российской Федерации.
В связи с управлением горными предприятиями в рыночных
условиях стали использовать так называемые эксплуатационные
кондиции, представляющие собой предельные значения постоян-
ных кондиций, дающие возможность осуществлять контроль за ра-
циональным использованием запасов на стадии эксплуатации ме-
сторождений.
Это вызвано тем, что оценка всех запасов месторождения по
средним технико-экономическим показателям не отвечает требова-
ниям рыночной экономики.
Необходимо оконтуривать и оценивать запасы отдельных вы-
емочных участков на основе предельно допустимого показателя
качества запасов на контуре этого выемочного участка.
При этом предполагается, что эксплуатационные кондиции не
заменяют, а дополняют утвержденные постоянные кондиции.
8.2. Управление запасами месторождения
Термин «управление запасами» можно расшифровывать и
кратко, и пространно, однако в любом случае он содержит два
важнейших направления:
• охрана и рациональное использование недр;
• эффективное извлечение из недр и переработка полезных
ископаемых.
Если эти направления считать целью управления запасами, то
для достижения её необходимо решить следующие основные задачи:
• изучение количества запасов руд (объемов руд и их разно-
видностей) и качества полезных ископаемых в рудах, их рас-
пределение по месторождению;
• учет движения запасов руд и полезных компонентов в них в
процессе освоения месторождения (уменьшение вследствие
добычи и потерь, увеличение в результате эксплуатационной
разведки);
• изменение количества и качества запасов руд из-за пере-
смотра эксплуатационных кондиций, которые формируются
под совокупным воздействием геологических и технико-
экономических факторов. Последнее может быть выполнено
как без изменения критериев качества (например, с исполь-
100
зованием распространенного критерия — бортового содер-
жания Сб), так и с изменением критерия качества на новый,
более эффективный.
Каждая из обозначенных задач носит проблемный характер и
изложение методик их решения заняло бы не один десяток страниц.
Да, это и не является нашей целью, так как необходимый ма-
териал хорошо изложен в специальных учебниках и научных пуб-
ликациях. Рассмотрим в конспективной форме подходы к решению
этих задач.
Первоначально запасы руд месторождения и их качество (со-
держание полезных компонентов) определяются на основании ин-
формации, полученной с помощью геолого-разведочных скважин,
которые пробурены с земной поверхности.
Носителями информации являются керны и стенки скважин.
Обработка этой информации позволяет получить исходные данные
для оконтуривания залежи и определения показателей качества
(важнейший из них — содержание полезных компонентов).
Если рудное тело не имеет четких контактов с вмещающими
породами, то его оконтуривание производится путем соединения
точек с одинаковыми показателями кондиций, например, бортового
содержания полезного компонента.
Таким образом, в этом случае поверхность, обозначающая
границу (контур) рудной залежи, не является физической величи-
ной, а представляет величину гипотетическую, т.е. воображаемую,
но характеризующуюся вполне конкретными значениями физиче-
ских величин (кондиций) на её поверхности. Благодаря этому кон-
тур залежи воспринимается в виде линий (в плоскости) или объем-
ной фигуры (в пространстве).
Для построения контуров рудных тел предложено и использу-
ется довольно большое количество методов, но для всех обязатель-
ным является критерий бортового содержания как основа оконту-
ривания залежи.
На основании таких построений формируется рудная залежь и
подсчитывается её объем V, умножив который на среднюю плот-
ность руды у, получают балансовые запасы Q, выраженные в тоннах.
Определение объемов рудных залежей V, так же как и пред-
ставительных значений у — задачи сложные и неопределенные.
Предложено множество методик их решения с различной степе-
101
нью точности результатов. Выбор методики решения во многом
зависит от условий залегания рудного, тела и требуемой точности
результата.
Особенность горно-рудного производства заключается в том
что, в отличие от угольных, сланцевых, калийных и других по-
добных горных производств здесь конечной целью добычи явля-
ется не руда, а какие-то элементы, содержащиеся в ней (полезные
компоненты).
Распределение их в рудной залежи весьма неравномерное и,
как правило, стохастическое. Это обстоятельство весьма негативно
влияет на ритмичность горного производства и обогащения руды.
Но на ещё более ранней стадии указанный фактор затрудняет
правильную оценку кондиций, выбор критериев их эффективных
значений.
Эта проблема является определяющей в оконтуривании и
оценке рудных месторождений. Она же не имеет достаточно удов-
летворительного однозначного решения. Особенно заметно это
стало в связи с переходом на рыночную экономику, когда требует-
ся более глубокое обоснование кондиций и в то же время менее
жесткая их регламентация.
Как было отмечено ранее, одним из путей продвижения в этом
направлении стало предложение [27] о выделении понятия «экс-
плуатационные кондиции», позволяющее более гибко управлять
запасами выемочных единиц в зависимости от конкретных геоло-
гических и технологических условий участка месторождения.
В качестве выемочной единицы принимают участок месторо-
ждения, оконтуренный с применением постоянных или эксплуата-
ционных кондиций, технологически обособленный способом до-
бычи (открытым, подземным и др.), параметрами систем разработ-
ки, характеризующийся геологической однородностью, схожими
технологическими показателями руд и в пределах которого можно:
• организовать оперативный контроль количества и качества
добываемой руды;
• осуществить определение фактических потерь и разубожи-
вания руды при добыче.
При открытой технологии разработки выемочными единица-
ми могут быть часть уступа, уступ, рудная залежь или месторож-
дение в целом в границах карьера.
102
При подземной разработке — этаж, камера, эксплуатационный
блок, участок или всё месторождение.
Идее более глубокого обоснования уровня кондиций с одновре-
менной возможностью маневрирования конкретными их значениями
посвящен ряд предложений последнего времени.
С точки зрения концепции комбинированной разработки ме-
сторождений привлекательна методика расчета таких кондиций,
основанная на принципах оптимизации потерь и разубоживания
руд при добыче, тесно связанная с кондиционными требованиями к
запасам и предложенная для открытой разработки [25].
В этой методике исходят из того, что эксплуатационные кон-
диции, помимо геологических, существенно зависят от технологи-
ческих и организационно-технических условий разработки.
Поэтому при оптимизации указанных показателей формиру-
ются два вида ограничений.
Функциональное ограничение первого вида записывается как
следующее условие:
Q = const, (8.1)
которое означает, что на предприятии вследствие его технических
возможностей в течение года не может быть погашено балансовых
запасов Q больше некоторой величины Qo.
Величина Qo может измениться лишь в том случае, если изме-
нится производственная мощность перерабатывающего звена (обо-
гатительной фабрики).
Функциональное ограничение второго вида записывается как
условие:
Д - const, (8.2)
означающее, что максимально возможный объем перерабатывае-
мой рудной массы может быть ограничен сбытом продукции,
транспортными возможностями карьера, требованиями к качеству
руды, к её усреднению. Ограничение (8.2) сохраняется, до тех пор
пока производственная мощность горно-добывающего производст-
ва не полностью используется по перечисленным причинам.
На основании решения задачи оптимизации эксплуатационных
потерь и разубоживания при действии условий (8.1) и (8.2) разра-
ботаны методы расчета динамичных «плавающих» кондиций:
103
Qi = (за + зп - Зв - к}Цк - вхВ„к2Цк )/\к2Цк (1 - вн)], (8.3)
С62=[(С-в2Ви)к2Цк -(лн +1)Зв]/[ад(1-Вн)], (8.4)
где Сбь Сб2 — бортовое содержание металла в условиях функцио-
нальных ограничений первого и второго видов соответственно, до-
ли единицы; С — среднее содержание металла в балансовых запа-
сах, доли единицы; в\, в2 — среднее содержание металла в разубо-
живающих породах при первом и втором ограничениях соответст-
венно, доли единицы; Вн — нормативный коэффициент примеши-
вания, доли единицы; пн — геологический коэффициент вскрыши,
т/т; к\, к2 — эмпирические коэффициенты линейного уравнения
регрессии выхода концентрата по среднему содержанию металла в
руде; Цк — цена 1 т металла в концентрате, руб/т; За, Зп и Зв —
удельные затраты на добычу (без погашения вскрыши), переработ-
ку руды и производство 1 т вскрыши соответственно, руб/т.
С помощью зависимостей (8.3) и (8.4) устанавливают нижнюю
и верхнюю границы «коридора» оптимизации бортовых содержа-
ний металла на контурах выемочных участков с учетом их доли в
сбыте концентрата в объеме производства предприятия.
Как и другие, рассмотренная методика решения задачи небезу-
пречна, и к ней тоже есть вопросы. Но подход к решению и поста-
новка вопросов в нем, безусловно, прогрессивны и перспективны.
Особенно когда речь идет о выемочных участках с резко отличаю-
щимися показателями кондиций и когда они находятся в непосред-
ственном контакте друг с другом, при том что добыча на них осуще-
ствляется различными способами (например, открытым и подзем-
ным), как это имеет место при комбинированной разработке.
В пределах установленного зависимостями (8.3) и (8.4) интер-
вала изменения кондиций окончательный выбор варианта бортово-
го содержания можно осуществить с использованием экономиче-
ского критерия чистого дисконтированного дохода ЧДД или внут-
ренней нормы доходности ВНД.
Общие абсолютные погрешности определения запасов руд Mq
и компонентов МК можно вычислить по известным формулам из
теории ошибок:
Jz \2 Z \2 / \2
И +feQ +1~ ’ (8-5)
\ S J [М J I у )
104
где ms — абсолютная погрешность определения площади залежи
+ ни ;
Л у лу ЛОк
тм — абсолютная погрешность определения средней мощности
залежи
тм +тм,;
ту — абсолютная погрешность определения плотности руды в мас-
сиве
ту = + тУг ;
тс — абсолютная погрешность определения среднего содержания
полезного компонента
тс = +yjm^ ’
wSr , тм? , тут , тСт — технические погрешности определения
площади залежи, средней мощности, плотности руды в массиве,
среднего содержания; ms — абсолютная погрешность оконтури-
вания залежи; тм , т , тс — погрешности аналогии (репрезен-
тативности).
Для примера можно отметить, что по данным, приведенным в
работе [28], относительные величины расхождений запасов руды
и металла, полученные по эксплуатационной разведке и эксплуа-
тации на Ждановском медно-никелевом месторождении, состави-
ли 10 % и 27 %.
8.3. Управление качеством добываемых руд
Основной целью управления качеством добываемых руд явля-
ется решение двух взаимовлияющих задач: 1) повышение содержа-
ния полезных компонентов в добываемой рудной массе и
2) формирование стабильного по качеству рудного потока, посту-
пающего на обогатительную фабрику.
105
Достижение этой цели возможно только путем надежного вы-
деления в массиве рудной залежи технологических типов руд,
обеспечения их добычи и транспортирования в соответствующих
режимах.
Базовыми условиями реализации этой системы являются:
• предпочтительность селективной по сортам добычи руд;
• комплексное использование руд и попутно добываемых пород;
• обеспечение мер по охране недр и окружающей среды.
Следует иметь в виду, что вследствие существенного различия
между месторождениями даже однотипных руд, а также в связи с
большой изменчивостью их качества в пределах рудной залежи, неце-
лесообразно создание единых систем управления качеством руд. Бо-
лее эффективной признана разработка таких систем по группам ме-
сторождений, объединяемым по сходным признакам (полезные ком-
поненты, генезис, характеристики руд и пород) и по способу освоения.
Система управления качеством руд при добыче включает в се-
бя следующие составляющие (блоки):
• блок информационного обеспечения, представленный сово-
купностью сведений о количественных и качественных по-
казателях руд и распределении их на месторождении (т.е.
сведения, в основном изложенные в разд. 8.2), о важнейших
характеристиках технологии освоения месторождения;
• блок математического обеспечения, который является взаи-
мосвязанным комплексом математических моделей, зависи-
мостей и алгоритмов, реализованных в компьютерных про-
граммах; отражает теоретическую, аналитическую, методо-
логическую и иные стороны математического решения всего
комплекса задач по статике состояния запасов и динамике
отбитой рудной массы в процессе её трансформации в связи
с управлением качеством (изложено в разд. 8.2 и в начале
настоящего раздела);
• блок реализации системы управления качеством рудных по-
токов, включающий в себя базу данных для принятия опти-
мальных решений, комплекс технических средств, технологи-
ческих операций и организационных приемов, позволяющих
осуществить мероприятия по управлению качеством руд;
• блок контроля принимаемых решений и качества выполне-
ния работ.
106
Объектами нашего внимания в рассматриваемой проблеме яв-
ляются массив рудной залежи и отбитая рудная масса — среды су-
щественно неоднородные по содержанию в них компонентов и со
стохастическими закономерностями их проявления.
Количественная оценка изменчивости этих показателей, кото-
рые ведут себя как случайные величины, в горных науках чаще
всего производится методами вариационной статистики.
При этом наиболее используемыми являются следующие ха-
рактеристики:
• среднее арифметическое значение показателя
С = (8.7)
где Ci — содержание полезного компонента в z-ом отрезке интер-
вала / = 1,2,... и;
• среднее взвешенное значение
C = YjCimilYjmi , (8.8)
i=l i=l
где mi — размер, масса i-ro отрезка интервала, в пределах которого
рассматривается С,.
• для оценки точности определения среднего значения исполь-
зуют величину среднего квадратического отклонения (стан-
дарта)
• размах колебаний содержания
(8.10)
• математическое ожидание случайной величины (содержания)
— это сумма произведений всех возможных значений слу-
чайной величины и вероятности появления этих значений
(8-11)
107
• дисперсия значений С,
(8.12)
• средний период колебаний
1 п 1 1 п 1
1 —— L или ? =----Ус,=----Т,
п-1 П-1~^ п-1
(8.13)
п-1 М ' п-1
где п — число пересечений кривой изменчивости показателя каче-
ства с линией среднего его значения на принятом интервале; L — ли-
нейный интервал; Т — временной интервал;
• средняя частота колебаний показателя
- 1 - 1
со = = или со — —;
I t
• коэффициент вариации средней величины
о 10(1
-^=— % ;
С
(8.14)
(8.15)
• средний градиент изменения содержания по направлению
или во времени
Ё|с,-см|
X, =—---------или \ =—-----------, (8.16)
t'. t',
1=1 1=1
где г, — интервалы одного колебания;
Перечисленные и ещё некоторые другие зависимости характе-
ризуют изменения показателей качества руд и критерии их оценки
как случайных величин.
Между тем, ранее мы отмечали, что распределения показате-
лей качества руд представляют собой объемные или по меньшей
мере поверхностные потоки.
Следовательно, для характеристики качества руд наряду с из-
менениями случайных величин необходимо использовать законо-
мерности поведения случайных функций.
В теории случайных функций таковой называется функция, значе-
ния которой являются случайными при любом изменении аргумента.
108
Для численной характеристики случайной функции в инже-
нерных задачах достаточно воспользоваться следующими неслу-
чайными функциями:
• функция математического ожидания, вблизи которой варьи-
руют численные реализации случайной функции
1Ис(/) = м[С(/)]; (8.17)
• функция дисперсии, значения которой для любого аргумента
(в пределах линейного или временного интервала колебаний
содержания) численно равны дисперсии случайных величин,
соответствующих аргументу случайной функции
Dc(Z) = D[C(Z)]; (8.18)
• корреляционная функция, которая служит мерой зависимо-
сти между значениями случайной функции при двух различ-
ных значениях аргумента I и Ц
/Гс(/,/1) = м[{(С(/)-Мс(/))}{С(/1)-А/с(/1)}], (8.19)
п <=1
Информация о распределении показателей качества руд в не-
драх, представленная в дискретной форме (например, планы опро-
бования) или в форме вероятностной модели, является статическим
отражением геохимического поля участка недр (месторождения).
Но при управлении качеством добываемой руды более слож-
ной считается динамическая задача прогнозирования распределе-
ния показателя качества в рудных технологических потоках.
При этом наиболее эффективными для оценки результатов
управления качеством являются относительные характеристики,
например, такие как [16]:
• коэффициент усреднения, показывающий насколько транс-
формировался показатель изменчивости качества руды
КУ=У^ (8.20)
где Jo и J — показатели изменчивости качества руды после и до ус-
реднения;
109
• показатель степени усреднения, указывающий на сколько
единиц произошла вышеназванная трансформация
т] = 1——. (8.21)
Ку
Из представленных зависимостей следует, что при Jo > 1, Ку > 1.
Если J = 0 и Ку > оо, то это означает, что усреднения не было.
В равенстве (8.20) в качестве показателей изменчивости Jo и J
могут применяться известные нам среднее квадратическое откло-
нение о, дисперсия D, коэффициент вариации у и другие, характе-
ризующие статическую составляющую изменчивости.
Если рудная масса последовательно проходит через несколько
процессов перемешивания, общий коэффициент усреднения будет
определяться по формуле
Ky^=Kyi + Ky2+... + Ky„ =±Kyi . (8.22)
i=i
Это равенство правомерно только при соблюдении равенства
доз руды при расчете показателей качества, входящих в него сла-
гаемых.
Изложенный подход оценки с помощью коэффициента усред-
нения динамической составляющей изменчивости отражает после-
довательную трансформацию показателя качества в пространстве
(в направлении рудопотока) и во времени.
Такие частотные характеристики изменчивости рудопотоков
наиболее полно можно описать с привлечением аппарата теории
случайных функций.
Изложенное ранее представляет собой основу математическо-
го обеспечения системы управления качеством добываемой руды.
Следующий блок — реализация системы управления качест-
вом рудных потоков при добыче.
Основная идея управления качеством заключается в том, что
при производстве очистных работ от массива руды отделяют его
часть с определенными, заранее установленными качественными
характеристиками, отслеживают трансформацию качества этой
порции в рудном потоке и управляют трансформацией целенаправ-
ленно, стремясь получить заданные показатели рудной массы.
110
Технологическую и организационно-техническую составляю-
щие этой системы разрабатывают обычно индивидуально для каж-
дого горного предприятия с учетом его особенностей и поставлен-
ных целей производства.
Однако можно привести принципиальные алгоритмы, отра-
жающие типовые условия горно-рудного предприятия, например, с
комбинированной технологией отработки рудного месторождения.
Но предварительно выявим особенности (достоинства и недос-
татки) комбинированной разработки месторождения с точки зрения
управления качеством добываемых руд.
1. Вследствие неравномерной изменчивости в пространстве ка-
чественных показателей рудных залежей при их разработке важно
установление допустимых уровней концентрации горных работ.
Обычно под концентрацией горных работ понимают сосредо-
точение в пространстве (особенно в горизонтальной плоскости) до-
бычных единиц (очистных блоков, участков, забоев и т.п.).
В теории и практике горно-рудного производства как по от-
крытой, так и по подземной технологии проповедуется стремление
к наибольшей концентрации очистных работ (в пределе — к одной
единице). Это справедливо, ибо по мере сосредоточения работ в
пространстве резко (в степенной зависимости) уменьшаются не-
производительные затраты и другие издержки производства.
Однако по мере продвижения в этом направлении начинают
проявляться и негативные последствия этого процесса, которые в
определенный момент приходят в противоречие с высокой кон-
центрацией работ.
В нашем случае — это обеспечение стабильного качества до-
бываемой руды. При этом чем больше изменчивость качества руды
в массиве, тем выше влияние уменьшения количества точек взятия
проб (т.е. очистных забоев).
Указанная закономерность описывается известной в математи-
ческой статистике зависимостью среднего квадратического откло-
нения показателя в совокупности о от отклонений единичных зна-
чений о, и их количества п:
и
<5 = ~±- (8.23)
УД
На рис. 8.1 показаны эти зависимости в осях п—эо (по дан-
ным, изложенным в работе [16]).
111
о
Из графиков видно, что показатель изменчивости содержания в
результирующем рудном потоке в данном случае стабилизируется
при количестве очистных единиц п > 27...30. Видимо речь идет о
месторождении с весьма неравномерным распределением содержа-
ния, характеризующимся колебаниями в несколько раз.
Разумеется, такое значительное количество одновременно дей-
ствующих забоев потребует для своего размещения значительных
площадей на подземном руднике или в карьере.
При комбинированной технологии освоения месторождения
эта задача решается более эффективно путем размещения очистных
забоев не в горизонтальном, а в вертикальном направлении и во-
влечения в эксплуатацию более бедных руд, но в значительных
объемах в карьере и более богатых руд в меньших объемах в под-
земном руднике.
2. Для большинства рудных месторождений характерным яв-
ляется изменение объемов полезных компонентов в запасах в зави-
симости от глубины.
Такие изменения могут быть как в сторону уменьшения, так и
увеличения их с глубиной и проявляются или в изменении содер-
жания, или в изменении мощности залежи. Но всегда происходит
это с достаточно выраженной закономерностью.
Путем геометризации месторождения по показателю запасов
полезных компонентов можно получить качественную и количест-
112
венную картины изменения этого показателя в вертикальном на-
правлении и проследить распределение его по выемочным участкам.
Это станет основой планирования горно-добычных работ на
месторождении в большом по вертикали диапазоне, охватывающем
участки существенных колебаний показателя качества.
Такой эффективный вариант управления качеством без осо-
бых нарушений принципов концентрации очистных работ возмо-
жен только при комбинированной разработке месторождения, т.е.
при одновременной эксплуатации его открытым и подземным
способами.
3. Известно, что технология открытой разработки, обладая ря-
дом неоспоримых преимуществ, имеет свое «слабое» звено —
транспорт. Бывает так, что затраты на транспортирование рудной
массы доходят до половины эксплуатационных расходов в составе
себестоимости руды.
Этот фактор часто ограничивает технологические возможно-
сти предприятия по управлению качеством добываемой и перера-
батываемой рудной массы, ибо последнее неизбежно требует до-
полнительных транспортных операций.
В условиях комбинированной разработки благодаря возмож-
ности перепуска рудной массы по системе рудоспусков в подзем-
ные горные выработки достигается не только более эффективные
сортировка и перемешивание её с рудой, добываемой в руднике, но
и значительно сокращаются транспортные расходы карьера.
Отмеченные и другие особенности комбинированной разра-
ботки позволяют применять более гибкие с технологической точки
зрения и более эффективные с экономической точки зрения схемы
управления качеством добываемых руд.
Методологической основой управления качеством добываемой
руды являются выемка участков массива руды с определенными, за-
ранее известными качественными характеристиками, контроль за
влиянием процессов отбойки и доставки на изменение качества этой
порции рудной массы и трансформацией качества этой порции в
рудном транспортном потоке, управление этой трансформацией.
Итак, принципиальная схема алгоритма управления качеством
добываемых руд при комбинированной разработке, отражающая
последовательность и взаимодействие обозначенных и описанных
составляющих блоков, показана на рис. 8.2.
113
Алгоритм включает в себя следующие разделы — операции.
1. Геометризация рудной залежи выполняется по одному из
технологических признаков последующей переработки рудной
массы. Принимаем, что это обогащение. Тогда в качестве призна-
ков геометризации могут быть технологические сорта руд, содер-
жание полезного компонента в рудной массе С, коэффициент эф-
фективности обогащения Ко§, предлагаемый в работе [25] и др.
Значение этого коэффициента предлагается определить из со-
отношения
Ko6=Y₽, (8-24)
где у — выход концентрата при обогащении, доли единиц; р — со-
держание полезного компонента (металла) в концентрате, %.
Являясь функцией содержания полезного компонента С в рудном
массиве, Ки6 отражает также технологический уровень переработки
рудной массы и напрямую связан с рыночной стоимостью продукции.
Результатом геометризации месторождения являются получе-
ние информации о распределении признаков качества в пространст-
ве (например, в виде изолиний содержания С или коэффициента ЛГОб
по горизонтальным и вертикальным сечениям), районирование уча-
стков месторождения по этим признакам качества, по валовой или
селективной выемке, по порционной или покусковой сортировке руд.
С точки зрения управления качеством добываемых руд коэф-
фициент представляет больший интерес и более предпочтите-
лен, нежели эксплуатационные кондиции в виде содержания по-
лезного компонента в добытой руде.
2. На стадии вскрытия и подготовки месторождения выделя-
ются выемочные единицы в карьерном и шахтном полях для их со-
вместной разработки.
С этой целью планируется селективная отработка выемочных
участков в карьере и подземном руднике.
Вопросы вскрытия и подготовки карьерной и подземной час-
тей месторождения будут детально рассмотрены во второй части
учебника.
Здесь же обратим внимание на следующее. Вне зависимости от
того, какой участок (карьерный или подземный) предприятия будет
строиться первым, вскрытие и подготовка обеих частей
месторождения должны осуществляться по единой, совместной
схеме, определенной единым проектом.
114
На обогатительную фабрику ние, использование попутной про-
дукции, закладка, выдача в отвал)
Рис. 8.2. Принципиальная схема алгоритма управления качеством добываемых
руд при комбинированной разработке месторождения
Районирование участков месторождения, т.е. выделение вы-
емочных единиц в них осуществляют по одному из выбранных
критериев (например, по коэффициенту эффективности обогащения
ЛГОб) с учетом порядка и календарного плана отработки этих единиц.
3. Генеральный принцип планирования очистных работ за-
ключается в обеспечении условия
Ск - const, (8.25)
т.е. в любое время на входе обогатительного производства должно
соблюдаться стабильное качество рудной массы.
Это условие можно поддерживать, если суммарная добыча из
действующих выемочных блоков отвечает уравнению
п гп
Ск=~.---------£--------------------------------------. (8.26)
Ед» +ZX
1=1 >1
где Ск — содержание полезного компонента в руде, добытой пред-
приятием в целом и направленной на обогатительную фабрику, %;
COi, Сщ— содержания в рудной массе, поступившей с выемочных
участков карьера и рудника соответственно, %; АО1, Ащ — объемы
руды, добытые за рассматриваемый период в карьере и в руднике
соответственно, т/ед. времени.
При этом балансовые запасы, обеспечивающие объемы добы-
чи в размерах Аы и А|Ц[- будут следующие:
А„=0м-^^, (8.27)
где Сбот и (2бщ/ — погашаемые балансовые запасы карьера и рудника со-
ответственно, т; По, и Пщ — эксплуатационные потери руды при добы-
че в карьере и руднике соответственно, дол.ед; Poi и Р,щ — разубожива-
ние руды при добыче в карьере и руднике соответственно, дол.ед.
В необходимых случаях условие (8.25) и уравнение (8.26)
формируются на основе другого показателя качества, например,
коэффициента эффективности обогащения Ко5.
Независимо от того, в каком секторе экономики — капитали-
стическом или социалистическом — находится наше предприятие,
116
любое важное дело в нем начинается с планирования. Управление
качеством — не исключение.
При этом выделяют три уровня планирования: долгосрочное,
текущее и оперативное. Им предшествует еще и календарное пла-
нирование горных работ, составляемое в рамках технического
проекта предприятия. Однако календарные планы отражают, как
правило, стратегические вопросы освоения месторождения: сроки
строительства предприятия и наращивания производственной
мощности, сроки отработки запасов, порядок и направления отра-
ботки шахтного (карьерного) поля и др. Разумеется, в календарных
планах находят отражение вопросы управления качеством добы-
ваемой руды, но выполняется это с общих, принципиальных пози-
ций и имеет цели определения схем вскрытия и подготовки место-
рождения с учетом управления качеством, выбора необходимого
для этого оборудования и решения других технико-экономических
задач, в основном, инвестиционного характера.
Уровень долгосрочного планирования горных работ охва-
тывает период времени от одного до пяти лет, хотя его продолжи-
тельность может быть и другой (меньше или больше).
Концепция долгосрочного планирования управления качест-
вом руды закладывается на стадии технического проектирования.
Здесь разрабатываются принципиальные операции по управ-
лению качеством: усреднение путем перемешивания руд различно-
го содержания, вывод из рудопотоков разубоживающих пород,
дифференциация рудопотоков по сортам, предконцентрация и др.
На основе расчетов по зависимостям (8.25), (8.26) и (8.27) и
комбинирования затем соответствующих одновременно действую-
щих выемочных единиц в карьере и подземном руднике в техниче-
ском проекте обозначаются и обосновываются машетральные трас-
сы рудопотоков, породопотоков и потоков некондиционных руд.
На этой стадии планирования допустимо устанавливать некие
«плавающие» кондиции (содержания) с тем, чтобы стремление к
«строгой» стабилизации качества руды не вынуждало отказываться
от рациональных схем и технологий горных работ.
В качестве целевой функции долгосрочного планирования ста-
билизации качества руды рекомендуется зависимость следующего
вида [16] без учета амортизационных отчислений:
Х(^+Э)—Цр-nnin, (8.28)
/=о (1 + z)
117
где Т, t — соответственно длительность планируемого периода и
шаг расчета, число лет; Kt и Э, — капитальные и эксплуатационные
расходы (суммарные карьера и рудника) в r-м году, руб; —-—--
(1 + 0
коэффициент дисконтирования при норме дисконтирования, рав-
ной i, доли единицы.
Здесь Э,=Э,О+Э,Ш, (8.29)
при Э,о = Э(0О + Эгоп; Э,ш = Э,шо + Э,шп,
где Э,о, Э,ш — эксплуатационные расходы в карьере и подземном
руднике за время t соответственно, руб; Э(0о, Э111Ю — затраты на
очистные работы в карьере и руднике за время t, руб; Эгоп, Э,шп —
затраты на подготовительные и вспомогательные работы в карьере
и на подготовительно-нарезные работы в руднике за время t соот-
ветственно, руб.
При планировании в соответствие с целевой функцией (8.28)
должны соблюдаться определенные ограничения, в частности, такое:
е„=Уе«^—. (азо»
где Qa — объем руды, добываемой в планируемые сроки, т; Q6j —
количество балансовых запасов, погашаемых в эти сроки с j-ro уча-
стка, т; М — заданное (плановое) количество металла в добывае-
мой руде за планируемый период, т; Сср — среднее содержание ме-
талла в отрабатываемых запасах, %.
В техническом проекте предприятия необходимо реализовы-
вать ещё одно отмеченное ранее достоинство комбинированной
разработки — единый рудный транспортный поток из карьера и
подземного рудника. Причем такое объединение рудопотоков наи-
лучшим образом отвечает и задачам стабилизации качества добы-
той руды.
Позднее будут детально рассмотрены сети магистральных и
участковых вертикальных, горизонтальных и иных разновидностей
горно-транспортных выработок, предназначенных не только для
снижения затрат на перемещение рудной массы, но также и для
управления качеством руды путем сортировки, перемешивания и
других операций.
118
^7
Рис. 8.3. Подземный усреднительный
комплекс рудника «Фруд-Стоби»:
1 — опрокидыватели; 2 — щековые дро-
билки; 3 — бункеры, 4 — рудоспуски; 5 —
усреднительный бункер; 6 — дозатор; 7 —
рудоулавливатсль; 8 — ленточные конвейеры
В отдельных случаях, бла-
годаря использованию подзем-
ных горных выработок по суще-
ству удается отказаться от тран-
спортирования рудной массы в
горизонтальном направлении вну-
три карьера и из карьера, ограни-
чившись доставкой её от забоя
до перепускного рудоспуска.
В техническом проекте пре-
дусматриваются местоположение
и технология первичной перера-
ботки рудной массы (дробление, предконцентрация, сортировка и пр.),
а также соответствующее оборудование, например, таким образом, как
это выполнено на медно-никелевом руднике «Фруд-Стоби» (рис. 8.3).
Текущее планирование управления качеством рудной массы
охватывает временной период продолжительностью в месяц, квартал.
Целевая функция отражает задачу обеспечения заданного объе-
ма добычи руды Qi из каждого блока при минимальном отклонении
среднего содержания в добытой рудной массе от запланированного
при минимальных затратах и соблюдении порядка отработки место-
рождения, установленного проектом и долгосрочным планом.
Целевая функция записывается в следующем виде:
Х(Э“ + 37)2,^ min, (8.31)
/=1
где Э°ч, Э7 — эксплуатационные затраты на очистные работы и
транспортирование руды соответственно, руб/т.
Уравнение (8.31) решается при определенных ограничениях,
важнейшим из которых является ограничение по отклонению объ-
ема добытых металлов в руде.от запланированного:
Ес,е;-сШ1еШ1=о. (8.32)
/=1
119
Задачей оперативного планирования является распределение
задания на добычу руды по выемочным единицам с суммарной
производительностью <2™ (т в смену) при среднем содержании ме-
талла в рудной массе Спл. Показатель изменчивости содержания
должен быть не более установленного значения о.
Задача решается с помощью линейного программирования
симплекс-методом, например, так, как описано в работах [16, 28].
4, 5. В соответствии с разработанными планами добычи руд и
управления их качеством производятся очистные работы в выде-
ленных выемочных единицах раздельно по сортам руд.
При этом даже если удается точно следовать плановым нор-
мам выемки руд по технологическим сортам из соответствующих
очистных единиц, предпочтителен оперативный контроль количе-
ства и качества рудной массы и порционная сортировка её в ков-
шах погрузочных механизмов (экскаваторов, погрузодоставочных
машин и др.).
Такая операция выполняется не во всех случаях, т.к. она уве-
личивает эксплуатационные расходы и снижает производитель-
ность погрузодоставочных работ.
Хотя следует заметить, что каждый операционный элемент
рудного потока должен быть подвергнут массовому (весовому,
объемному) и качественному (на содержание) контролю.
Здесь под термином «рудный поток» подразумевается рудная
масса, подвергающаяся технологическому воздействию различных
горно-технических операций, начиная от забоя очистной единицы
до входа в обогатительное производство.
Мелкопорционная и крупнопорционная сортировки (разделе-
ние) рудной массы в ковшах (бункерах) погрузодоставочных меха-
низмов могут выполняться различными методами, например,
рентгенорадиометрическими.
6. На основе изложенных комментариев по предыдущим пози-
циям схемы разработок планов и принципов формируются совме-
стные открыто-подземные рудные потоки и соответствующие ком-
муникации (рис. 8.4).
Целевую функцию формирования транспортно-трансформи-
рующей системы рудной массы можно записать в уже использо-
ванном ранее виде — см. формулу (8.28).
Только в данном случае изменяются участвующие в этом про-
цессе факторы:
120
f(^+3,r)—(8.33)
r=0 (l + i)
где К„ и Эо — капитальные и эксплуатационные расходы в карьере и руд-
нике на сооружение и функционирование этой системы соответственно.
Ограничение (8.30) сохраняется в приведенном виде.
7. В системе управления качеством руды при комбинирован-
ном способе разработки исключительно важна роль вертикальных
(крутонаклонных) горных выработок, позволяющих не только с
минимальными затратами перемещать рудную и породную массы с
верхних на нижние уровни, но и обеспечивающих перемешивание
и аккумулирование их с целью кондиционирования.
Заметим, что отмеченное касается не только рудного потока,
но и породных масс, управление качеством которых также важно в
условиях диверсификации предприятия.
Вертикальные и наклонные перепускные выработки удобны для
размещения вблизи них пунктов первичной переработки руды (дроб-
ление, грохочение, перемешивание и др.) и мест расположения обору-
дования для оперативного контроля и сортировки рудной массы.
8. Выполненная на предшествующих этапах система операций
с отбитой рудной массой представляет собой подготовку её для
раздельного по сортам транспортирования по участковым и маги-
стральным коммуникациям.
Рис. 8.4. Схема вскрытая месторождения при одновременной открыто-подземной
разработке:
1 — рудное тело; 2 — проектный контур карьера; 3 — текущий контур карьера; 4 — верти-
кальные шахтные стволы; 5 — подземные концентрационные горизонты; б и 7 — магист-
ральные и участковые рудоспуски; S и 9— магистральные и участковые породоспуски
121
При проектировании схем вскрытия и подготовки месторож-
дения должно быть предусмотрено сооружение соответствующих
горных выработок и оснащение их транспортными средствами и
технологическим оборудованием.
Как было замечено ранее, комбинированная разработка место-
рождения предоставляет уникальную возможность практически
полностью отказаться от механизированного перемещения отбитой
рудной массы в карьере в горизонтальном направлении.
Добытая руда после выполнения операций первичной перера-
ботки (предконцентрация, сортировка, дробление) доставляется с
помощью погрузодоставочных машин, авто- (или электро-) само-
свалами к устьям сортовых рудоспусков и перепускается на кон-
центрационные горизонты подземного рудника.
Здесь она включается в единую систему управления качеством
руды (см. рис. 8.4).
Породная масса, добытая в карьере также по сортам, пройдя
первичную переработку, по породоспускам поступает в единую
систему переработки в рамках диверсификации производства.
Излишки породной вскрыши из карьера выдаются в отвалы.
Руда из очистных выработок подземного рудника посортно
поступает в участковые и магистральные рудоспуски, бункеры-
накопители и бункеры-смесители и совместно с карьерной рудой
попеременно проходит описанные ранее операции разделения и
смешивания для получения в итоге рудной массы необходимой
кондиции.
Количество и местоположение перепускных и смесительно-
накопительных рудоспусков определяется размерами карьерных и
шахтных полей (горизонтальной площадью рудной залежи), коли-
чеством выделяемых сортов руд, производственными мощностями
участков, производительностью оборудования для первичной пе-
реработки отбитой руды.
При этом если исходить из логики затратного механизма фор-
мирования рудных потоков, то не только перепускные, но не-
возможности и смесительно-накопительные рудоспуски целесооб-
разнее располагать ближе к рудной залежи (или в её пределах).
В этом случае транспортирование рудной массы более эффек-
тивно и технологически, и экономически вследствие более плотной
укладки её в емкостях перемещающих механизмов (вагонах, бун-
керах, транспортных лентах).
122
Рис. 8.5. Схема формирования разнокачественных потоков в руднике «Кируна»:
1 и 2 — направления рудопотоков и порожних составов
Так поступают на передовых предприятиях, например на
шведском руднике «Кируна» (рис. 8.5).
Здесь, начиная с забойных элементов, рудопотоки делят на
семь сортов руд и с помощью более четырех десятков участковых
рудоспусков формируют требуемое внутрисортовое качество руд с
колебаниями содержания железа не более 0,5 %.
9, 10. Четкости в управлении качеством добываемых руд мож-
но добиться только в том случае, если имеется достоверная и свое-
временная информация о количестве и качестве рудной массы в
любой точке потока. Поэтому на входе и выходе каждого операци-
онного элемента системы управления качеством необходимо орга-
низовать пункты определения (контроля) показателей количества и
качества рудной массы.
Но этого недостаточно. Современные зарубежные и отечест-
венные предприятия совмещают аппаратуру контроля с устройст-
вами воздействия на рудную массу.
Первой задачей этой операции является распознавание объек-
тов руда—порода. Вторая задача — удаление породы из рудной
массы.
123
В целом эта операция, называемая предконцентрацией, осно-
вана на различии определенных физических свойств руды и пустых
пород: хрупкость, плотность, магнитная восприимчивость, люми-
несцентность и др.
Наиболее распространенными для распознавания руд являются
радиометрические свойства. В этом случае нерадиоактивные руды
и породы облучают, например у-лучами, и анализируют спектр от-
раженного луча, в котором с помощью фильтров выделяют интере-
сующий химический элемент.
Вся информация со станции контроля поступает к оператору
по управлению качеством, который после переработки и анализа
формирует возможные варианты решений, руководствуясь поло-
жениями текущих планов, и передает их диспетчеру (или руково-
дителю) для принятия управляющих решений.
Если рудоконтролирующая станция оснащена сортирующим ис-
полнительным механизмом, то она становится и рудосортирующей,
действуя по одному из трех принципов, изображенных на рис. 8.6.
Выбор способа сепарации (предконцентрации руды) зависит
от многих факторов: типов руд и пород, их минералогического со-
става, производительности рудопотока, технологии добычи, транс-
портных средств и т.д.
Очень важную роль здесь играет степень контрастности мар-
кирующей физической характеристики руды. Чем выше контраст-
ность, тем надежнее распознавание и сепарация.
Схемы формирования и оборудования рудосортировочных
станций могут быть весьма разнообразными. Это зависит от кон-
кретных качественных характеристик руд и горно-технических ус-
ловий. В качестве примера можно привести схему (рис. 8.7) для от-
крытых горных работ, представленную в [28], или схему для под-
земных разработок (рис. 8.8) [16].
11. Стабилизация качества рудной массы достигается перемеши-
ванием односортных потоков в различных подземных устройствах.
Широко распространена схема стабилизации потока руды по-
средством перемешивания в рудоспусках или в подземных бунке-
рах. Вариантов здесь может быть много: однокамерные бункеры и
многобункерные системы, особенно эффективные при
комбинированной разработке (рис. 8.9 и 8.10).
В сочетании с бункерами в качестве питателей или в виде са-
мостоятельных транспортных средств используются конвейеры
различных конструкций (рис. 8.11).
124
Рис. 8.6. Принципиальные схемы крупно- (а), мелкопорционной (б) сортировок и
покусковой сепарации (в)
При камерно-столбовых системах подземной разработки и от-
работке открытым способом распространены усреднительные скла-
ды руды.
Следует заметить, что эта из двух выделенных задач управления
качеством добываемой руды более значима, ибо при обогащении руды
вследствие значительных колебаний содержания относительные вели-
чины потерь металлов больше, нежели от снижения их содержания.
Это подтверждается анализом результатов наблюдений на
многих обогатительных фабриках.
125
a
На ОФ В отвал
Рис. 8.7. Принципиальные горно-технологические схемы использования ядерно-
физических методов управления качеством руд при их добыче на карьерах:
а — в забое; б — при перегрузках; в — на сортовых и усреднительных складах; г — при
перевозке со склада; / — дробильно-сортировочный комплекс (передвижной); 2 — пере-
движной забойный конвейер; 3 — рудосортировочная аппаратура; 4 — стационарный
конвейер
Рис. 8.8. Средне- (в, б, в) и крупнопорционные (г, д) технологические схемы раз-
деления рудной массы:
а — с поковшовым разделением и последующей автомобильной доставкой в рудо- и поро-
доспуск; б — с поковшовым разделением и автомобильной доставкой некондиционной мас-
сы в выработанное пространство; в — с поковшовым разделением и автомобильной достав-
кой; г — с домашинным разделением и автомобильной доставкой; д — с повагонным разде-
лением и доставкой; / — рудная масса в навале; 2 — ковш ПДМ; 3 — рентгено-
радиометрический анализатор; 4 — грузопоток предконцентрата; 5 — грузопоток неконди-
ционной массы; б — автосамосвал; 7 — вагон; 8 — пункты разгрузки вагонов
Так, по данным, приведенным в работе [16], на Новокриво-
рожском ГОКе при обогащении железных руд выход концентратов
уменьшился с 37,43 до 36,32 % при среднеквадратическом откло-
нении содержания общего железа в руде от 1,0 до 1,5 %.
В этой же работе отмечается, что вследствие нестабильности
содержания металлов в рудах средние потери составляют по олову
35 %, по цинку 26 %, по свинцу 23 % и т.д.
12. Выделенные в процессе управления качеством руды пустые
породы утилизируются в соответствии с программой диверсификации
производства или выдаются на поверхность и направляются в отвал.
127
Рис. 8.9. Капитальный рудос-
пуск Тырныаузского рудника
с однокамерным бункером:
/ — капитальная штольня; 2 —
смотровой ходок
Рис. 8.10. Принципиальная схема многобункерно-
го усреднения рудной массы:
1 — камера опрокидывателя; 2 — камера дробления; 3 —
загружающий конвейер; 4 — сортовые бункеры; 5 — до-
затор; б — сборный конвейер; 7 — дозаторная камера
21,8 12 12
Рис. 8.11. Технология усреднения с помощью ленточных конвейеров на руднике
«Рон-Антилоп»:
1 — контрольные люки; 2 — рудоспуски; 3 — контрольная выработка; 4 — околоствольные
бункеры; 5 — передвижной питатель; б — ленточный конвейер; 7 — промежуточный бункер;
8—дозатор; 9 — рудоулавливатель; 10 — вентиляционная выработка
ТЕХНОЛОГИИ
ГОРНЫХ РАБОТ
ПРИ
КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКЕ
рудных
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Часть
II
9. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ
В последующих разделах учебника, составляющих его вторую
часть, рассматриваются и анализируются особенности технологий
горных работ при комбинированной разработке рудных месторож-
дений, а именно: вскрытия и подготовки месторождения; водоза-
щиты горных выработок и их проветривания, добычи руды откры-
тым и подземным способами.
Таким образом, методы, технические средства, материалы и т.д.,
используемые при выполнении производственных процессов и опе-
раций по отмеченным ранее направлениям, в целом остаются такими
же, как и в обычных условиях открытой или подземной разработки.
Однако при комбинированной разработке в результате взаи-
модействия открытых и подземных работ формируются и прояв-
ляются их особенности, сопровождающиеся как позитивными, так
и негативными результатами.
Можно сказать и больше. При комбинированной разработке
часто возникают технологические решения, которые были бы не-
возможны при только открытой или только подземной разработке.
Анализу и развитию отмеченных особенностей по конкретным
составляющим горных технологий при комбинированной разра-
ботке посвящены разделы второй части учебника.
Вследствие того, что технологические решения и методы их
реализации в обычных условиях открытых или подземных разрабо-
ток описаны в соответствующих учебниках подробно, здесь они
рассматриваются лишь в необходимых минимальных объемах.
Еще одно предварительное замечание. Материал изложен с
учетом и в увязке с общим учебным планом специальности, с про-
граммами и учебниками по дисциплинам, с сохранением принятых
в них терминологий и обозначений.
10. ВСКРЫТИЕ И ПОДГОТОВКА МЕСТОРОЖДЕНИЯ
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
10.1 . Основные понятия и термины
В первой части учебника было отмечено, что одним из призна-
ков комбинированной разработки месторождения является единая
схема вскрытия и подготовки. Этот признак считается одновремен-
но и условием наиболее полного проявления позитивных особен-
ностей комбинированной технологии.
131
Под термином «Схема вскрытия и подготовки месторожде-
ния» предполагается комплекс горно-капитальных и подготови-
тельных выработок в карьере или в подземном руднике, обеспечи-
вающих доступ к рудному телу или, как еще говорят, подсечение
рудного тела (рис. 10.1 и 10.2 [16]).
Согласно инструкций, все промышленные (на руднике) или
балансовые (в карьере) запасы, расположенные выше этих вырабо-
ток, считаются вскрытыми.
При этом разновидности и количество вскрывающих вырабо-
ток регулируются отраслевыми и региональными инструкциями в
зависимости от сложности морфологии рудной залежи и распреде-
ления в ней полезных компонентов.
Например, на месторождениях каменных солей, гипсов, некото-
рых видов железных руд эти показатели изменяются в пространстве
в
Рис. 10.1. Вскрытие рудного тела штольней (о), нескольких рудных тел верти-
кальным стволом и квершлагом (б), запасов руды нижних горизонтов вертикаль-
ным слепым стволом (в):
1 — невскрытые балансовые запасы руды (песков); 2 — вскрытые запасы; 3 — подготовлен-
ные запасы (в том числе временно неактивные); 4 — замагазинированнная руда или закладка;
5 — штольня; 6 — восстающий; 7 — откаточный штрек; 8, 9, 11 и 13 — квершлаги; 10 —
главный ствол; 12 — слепой ствол; 14 — блоковый восстающий
132
a
A—A
Рис. 10.2. Вскрытые и подготовленные запасы при открытом способе разработки
без подвигания вышележащего уступа (в) и при параллельном подвигании
вскрышных и добычных уступов (б):
b — ширина рабочей площадки; / — граница карьера к концу разработки; 2 — выездная
траншея; условные обозначения см. на рис. 10.1.
залежи плавно и без больших вариаций. Здесь достаточно одной
или нескольких горизонтальных горных выработок, пересекающих
рудное тело, чтобы вышерасположенные его запасы оценить как
вскрытые с определением их количества и качества.
Но для большинства рудных месторождений характерны слож-
ная морфология залежи и весьма неравномерное распределение в
её пределах полезных компонентов.
В этом случае для определения характеристик запасов (объема,
содержания компонентов и др.) даже в пределах участка залежи тре-
буется большое количество пересечений горизонтальными
вскрывающими выработками.
Вскрытие и подготовка месторождения для его комбинирован-
ной разработки являются системообразующими операциями самого
высокого порядка и во многом формируют технический и эконо-
мический уровни освоения полезного ископаемого на стадии гор-
ного производства.
10.2 . Классификация схем вскрытия
В качестве основных признаков при классификации схем вскры-
тия, как правило, принимаются экономические, технологические, тех-
нические и другие факторы.
В нашем случае классификацию схем вскрытия целесообраз-
нее делать по технологическому признаку, поскольку основными
достоинствами комбинированной разработки являются более про-
грессивные технологии и более выгодные экономические результа-
ты добычи руды.
Ранее нами неоднократно подчеркивалось, что одним из важ-
нейших условий эффективного функционирования комбинирован-
ной схемы при разработке рудного месторождения является при-
менение единой схемы вскрытия.
Термином «единая схема вскрытия и подготовки месторожде-
ния при комбинированной разработке» будем обозначать проведе-
ние комплекса горных выработок с целью вскрытия и подготовки
запасов месторождения для комбинированной разработки их раз-
личными технологиями на основе единого проекта.
Особенность этой схемы состоит в многофункциональности
формирующих её выработок, т.е. одни и те же горные выработки
обеспечивают отработку запасов руд на месторождении как откры-
тыми, так и подземными (а также и другими) горными технологиями.
134
Как отмечалось ранее, классификацию схем вскрытия и подго-
товки рудных месторождений при комбинированной разработке
целесообразнее делать по признаку технологического взаимодейст-
вия используемых способов добычи руды.
В представленной классификации (табл. 10.1) схемы вскрытия
месторождения расположены в порядке убывания эффективности
взаимодействия совмещаемых технологий открытой и подземной
разработки.
При этом обращает на себя внимание то обстоятельство, что в
интервале изменения 1< Кпр< 2 степень совмещения технологий во
времени (К,) с точки зрения эффективности вскрытия месторожде-
ния становится более значимой, нежели степень совмещения карь-
ерного и шахтного полей в пространстве.
На рис. 10.3 приведена графическая иллюстрация схем со-
вмещения различных технологий во времени при их комбиниро-
вании на одном месторождении в соответствии с изложенным в
табл. 10.1.
Согласно представленным ранее положениям, наилучшей яв-
ляется схема вскрытия месторождения, которая обеспечивает наи-
более полное продуктивное взаимодействие технологических сис-
тем карьера и рудника на протяжении всего (или максимально воз-
можного) срока существования предприятия.
В приведенной классификации более полно этому условию от-
вечают схемы 1А, 1Б, 1В и в меньшей степени — схемы 2Г и 2Д.
Формулу для определения принятого ранее коэффициента эф-
фективности технологического взаимодействия открытой и под-
земной технологий при их комбинировании с учетом зависимостей
(5.22), (5.24) и (5.25) можно представить в обобщенном виде
(СЛДК.)4-(Сш4-АК,.)
"щ+л<)+(с;+д<)' ( ’
Следовательно, если эффективность технологического взаимо-
действия открытой и подземной технологий значима, коэффициент
Кт > 1. Если же Ктв < 1, то эффективность принятой схемы взаи-
модействия открытой и подземной технологий неоправданно низка,
и от этого варианта вскрытия следует отказаться.
135
Таблица 10.1
Классификация схем вскрытия месторождений при комбинированной разработке
Принципы вскрытия Сочетание комбинируемых технологий во времени Схемы коммуникаций Горные выработки схем вскрытия Количественные показатели связей технологии
1. Единая схема вскрытия с общими транспортны- ми, вентиляционными, водозащитными, энерге- тическими системами А. Одновременная разработ- ка открытым и подземным способами Общие для карьера и руд- ника системы: • рудных потоков и уст- ройств управления качест- вом с разделением руд по сортам; • вентиляции горных выра- боток; • водозащитные; • энергообеспечения. Общие или раздельные системы транспортных потоков пустых пород и их передела. Общие по- верхностные комплексы Общие для карьера и рудника: вертикальные и наклонные стволы грузо- вые и вспомогательные; магистральные горизонта- льные н вертикальные (ру- доспуски) выработки; глав- ные траншеи в карьере. Общие или раздельные для карьера и рудника: главные траншеи и кон- вейерные выработки в карьере; подземные ство- лы, породоспуски, гори- зонтальные выработки Л Т =' а Л и II । >5 II Л > 4- в — Е + м 1Л » Ю " Е' II -i
Б. Последовательно: подзем- ная, совместная, затем от- крытая То же То же +,о + /к или +(„ = Т ; Kt < 1 1<К^<2-, 1<К„<2 4 * 4 < 4
В. Последовательно: откры- тая, совместная, затем под- земная То же То же 'ш+Г»+г.=7' или 1<4^ 1<A^<2 4 * 4 < 4
2. Раздельная схема Г. Последовательные от- Раздельные для карьера Раздельные вскрываю- /ш + /0 + /к = т
вскрытия крытые и подземные (под- и рудника технологиче- щие выработки для карь-
земные и открытые) техно- ские системы добычи и ера (главные траншеи, К, «1
логии при непродолжитель- транспорта руды. конвейерные выработки) 1<4„<2
ном совмещении их во вре- Общие (или частично и для рудника (стволы,
мени общие) системы: • вентиляции; • водозащиты; • энергообеспечения. Общие поверхностные комплексы рудоспуски и породос- пуски, горизонтальные выработки). Общие (или частично общие) магистральные вентиляционные выра- ботки, дренажные вы- работки и скважины, энергетические коммуникации 4.>1 4 * 4 < 4 4*7444)
Д. Последовательная от- крыто-подземная (подзем- но-открытая) разработка месторождения Раздельные для карьера и рудника технологиче- ские системы добычи, транспорта и переработ- ки руды. Частично общие или раз- дельные системы венти- ляции, водозащиты, энер- госнабжения карьера и рудника. Общие поверх- ностные комплексы То же гЧ <4 А* Е* °'* " и 3 2. II II 11 * А £ ° А ч
Принцип вскрытия Сочетание комбинируемых технологий во времени Временные графики совмещения технологий
1 А
1 I
1 4 = Г j
1
Б 1 L_.—1 1 1
' t 1 -—1 1 t = т 1 S 2 1
1 1
В 1 1» 1
। т~^ 1
2 Г 1 1
t Нт——1 т н-ч
Д 1 1’ 1
1 t —1 , г АГ ' Т" 1 ,
1 1 1 1
Рис. 10.3. Обобщенные схематические календарные графики совмещения откры-
тых и подземных технологий во времени по вариантам вскрытия (см. табл. 10.1)
Вообще, по своей природе коэффициент эффективности взаи-
модействия технологий для достижения позитивных результатов
совместного вскрытия месторождения должен находиться в преде-
лах 1 < Ктв < 2 .
Это иллюстрируется вариантами вскрытия месторождения в
табл. 10.1.
Комментируя представленные в таблице схемы вскрытия ме-
сторождений при их комбинированной разработке, можно отме-
тить следующее.
138
10.3 . Единая схема вскрытия
1. Принятие единой схемы вскрытия по варианту 1А предпола-
гает одновременную разработку месторождения открытой и под-
земной технологиями на протяжении, если не всего срока сущест-
вования предприятия Т, то хотя бы в условиях, когда tK —> Т.
Эта схема вскрытия (так же как и дальнейшее ведение добыч-
ных работ) позволяет наиболее полно использовать достоинства
комбинированной разработки месторождения.
На рис. 8.4 показано, как примерно выглядит рассматриваемая
схема вскрытия в сочетании вертикальных и горизонтальных гор-
ных выработок. В зависимости от конкретных горно-геологических
условий могут быть также пройдены наклонные, спиральные и
другие выработки.
Следует, однако, обратить внимание на следующее обстоя-
тельство. В горном производстве исторически прослеживается
стремление к максимально возможному использованию гравитаци-
онных сил для перемещения рудной и породной масс.
Такая возможность в наибольшей степени реализуется при ком-
бинированной разработке. Более того, при вскрытии месторождения
по варианту 1А основная доля используемой в дальнейшем пород-
ной массы вскрыши может быть по системе вертикальных вырабо-
ток перемещена на горизонты подземного рудника и, пройдя там пер-
вичную технологическую переработку, выдана на земную поверхность.
При необходимости можно добиться того, что в пределах
карьера вся рудная масса с помощью транспортных машин и меха-
низмов будет перемещаться в горизонтальном направлении только
от добычного забоя до устья рудоспуска.
Таким образом, появляются предпосылки существенного из-
менения систем разработки и погрузодоставочных операций при
открытой разработке.
2. В варианте 1Б рассматривается схема вскрытия месторож-
дения при отработке его подземно-открытым комбинированным
способом в пределах единого срока существования предприятия
('ш +'< +to =г) или (zm +tK = Т).
3. Вскрытие по варианту 1В осуществляется при отработке
месторождения открыто-подземным комбинированным спосо-
бом в пределах единого срока существования предприятия
(*о+А<+'ш=Г) или (zo+fK=r).
139
Отличается от предыдущего варианта 1Б тем, что при опере-
жающей открытой разработке верхней части месторождения многие
коммуникации и функциональные узлы подземного рудника еще не
будут созданы, поэтому вряд ли экономически окажется оправдан-
ным сооружение и поддержание их на протяжении всего срока экс-
плуатации карьера (а это может быть и несколько десятков лет) в ус-
ловиях отсутствия подземного рудника как добычной единицы.
В подземном руднике к началу добычи руды в карьере должны
быть пройдены вскрывающие выработки и сооружены объекты,
необходимые для эффективного ведения открытых горных работ с
учетом позитивного влияния их в соответствии с изложенными ра-
нее достоинствами комбинированной разработки.
В качестве примера этого варианта может быть приведена схема
вскрытия Учалинского медно-рудного месторождения (рис. 10.4).
10.4 . Раздельная схема вскрытия
4. Вариант вскрытия 2Г предусматривает отработку месторож-
дения последовательно открытым (затем подземным) или подзем-
ным (затем открытым) способами при непродолжительном их со-
вмещении во времени, обеспечивающем не столько технологиче-
ское влияние друг на друга, а призванном лишь перейти от одной
технологии к другой без существенного снижения производствен-
ной мощности предприятия.
В данном случае вследствие большого разрыва во времени не
может идти речь о сохранении всех или большей части коммуника-
ций карьера или рудника для последующего использования.
Однако совмещение открытых и подземных горных работ в
пространстве может оставаться значительным и быть любым в ин-
тервале К =1...2 . Вследствие этого отработка месторождения,
хотя и отвечает критериям комбинированной, но требует преиму-
щественно раздельной схемы вскрытия. Такой подход необходим
также и с точки зрения соблюдения условий, отражающих различ-
ные стороны воздействия временного фактора, заложенные в зави-
симостях, которые приведены в работе [12].
Несмотря на то, что по отмеченным причинам в этом (и сле-
дующем) варианте рекомендуется раздельная схема вскрытия карь-
141
ерного и шахтного полей месторождения, работы должны выпол-
няться в рамках единого проекта освоения его комбинированным
способом.
При этом и проектом в целом, и входящими в его состав схе-
мами вскрытия необходимо предусматривать сохранение возможно
большего количества совместных открыто-подземных коммуника-
ций и капитальных сооружений. В каждом конкретном случае в
проекте расчетами определяются техническая возможность и эко-
номическая целесообразность сохранения и наращивания по мере
необходимости основных карьерных и рудничных коммуникаций.
5. Вариант 2Д раздельной схемы вскрытия месторождения от-
ражает ситуацию, при которой существует временной разрыв меж-
ду последовательно используемыми для отработки открытыми и
подземными технологиями.
Здесь карьерные и шахтные поля, пространственно находясь в
зонах взаимовлияния (1 < Кпр < 2), отрабатываются с таким вре-
менным разрывом АУ, что вместо термина «период существования
предприятия» Т, уместнее говорить о периодах существования от-
крытой разработки То или подземной разработки Тш. При этом по-
является условие
Тш+7>7\ (10.2)
а в пределе tK = или tK = to, т.е. период комбинированной разра-
ботки больше относится к периоду отработки последующей техно-
логией.
Если разрыв во времени А7 достаточно велик (годы и десятки
лет), то по техническим и экономическим причинам нельзя рас-
считывать на использование системных коммуникаций и соору-
жений, оставшихся от предыдущего способа освоения месторож-
дения.
В этом случае и предыдущая, и последующая технологии
должны осуществляться по раздельным схемам вскрытия. В то же
время до начала добычных работ в карьере или руднике необходи-
мо выполнить анализ возможности использования в последующем
коммуникаций и сооружений от предыдущей стадии разработки.
Здесь следует заметить, что при большом временном разрыве
А7 существует опасность осложнения последующей горно-
геологической обстановки на месторождении вследствие ухудше-
142
ния геомеханического состояния массивов руд и пород, изменения
контуров очистных подземных выработок и др. Это может быть
причиной ухудшения технико-экономических результатов после-
дующей разработки.
Следует заметить, что любой из рассмотренных вариантов
может быть использован и для повторной разработки, которой в
большей степени соответствуют последние два-три варианта
вскрытия месторождения.
Важной особенностью последовательной открыто-подземной
разработки месторождения является возможность использования
карьерного пространства для опережающего и с наименьшими за-
тратами вскрытия прибортовых и подкарьерных запасов подзем-
ного рудника.
К примеру, интересная схема вскрытия и подготовки прибор-
товых запасов, подобная изображенной на рис. 10.5, принята на
Оленегорском железорудном месторождении.
Месторождение отрабатывается последовательно открытым,
затем подземным способами. К моменту окончания добычных ра-
бот в карьере на глубине около 400 м с уступов карьера проводят
штольни, спиральный съезд и выработки для вскрытия и подготов-
ки прибортовых запасов в лежачем боку рудной залежи. В схему
вскрытия включается также наклонный ствол, пройденный ранее и
использовавшийся для выдачи руды из карьера.
Здесь вскрытие запасов для открытой и подземной разработки
осуществлено по раздельной схеме. Однако прибортовые запасы под-
земного рудника вскрыты с использованием карьерного пространства.
Рис. 10.5. Схема вскрытия прибортовых запасов из карьерного пространства:
I — рудное тело; 2 — контур карьера; 3 — штольни; 4—спиральный съезд; 5—наклонный ствол
143
Рис. 10.6. Схема вскрытия подкарьерных запасов на месторождении «Мир» (вариант):
1 — алмазоносная трубка; 2 — штольня откаточная; 3 — дренажные штольни; 4 — спираль-
ный съезд; 5 — лифтовой восстающий; 6 — дренажный восстающий; 7 — квершлаг к стволу
Вскрытие подкарьерного участка запасов подземного рудника
из пространства карьера можно проследить на примере алмазонос-
ной трубки «Мир».
В 1999 г. сотрудники МГГУ под руководством автора предло-
жили схему, изображенную на рис. 10.6.
За два-три года до достижения карьером проектной отметки
(на глубине 525 м, абс. отметка -190 м) проводится вскрывающая
откаточная штольня 2 с уступа гор. -150 м.
На уровне дна карьера сооружается временная дренажная сис-
тема, включающая в себя дренажные штольни 3, восстающие б и
сборную дренажную траншею по контуру дна карьера.
Из штольни 1 проходится спиральный уклон 4 до гор. -225 м,
служащий откаточным для выдачи отрабатываемых подкарьерных
запасов по уклону и далее через карьер.
Такая схема вскрытия и подготовки подкарьерных запасов с
использованием карьерного пространства обеспечивает:
1) начало подземных добычных работ без разрыва во времени
после окончания открытой добычи;
2) стабильную производительность подземного рудника на
уровне не менее 500 тыс.т/год на период реализации основной
схемы вскрытия тремя вертикальными стволами с земной по-
верхности на глубину 650 м и соответствующими горизон-
тальными выработками;
3) опережающее на 8—10 лет начало подземной добычи руды.
Изображенные на рис. 10.4 и 10.5 схемы вскрытия демонстри-
руют лишь принципиально возможные варианты реализации схем,
приведенных в табл. 10.1.
144
В зависимости от конкретных горно-геологических и других
условий они адаптированы к ним и получат соответствующие этим
условиям и требованиям освоения месторождения развитие и до-
полнение.
10.5. Оптимизация схем вскрытия
Вследствие того, что каждая из технологий, применяемых для
комбинированной разработки месторождения, имеет свои особен-
ности, все вскрывающие выработки какого-либо одного способа
разработки не могут быть использованы в схемах вскрытия и под-
готовки запасов по второй, третьей и т.д. привлеченным горным
технологиям. Но вопрос так и не ставится.
Задача заключается в минимизации суммарных капитальных
затрат на вскрытие и подготовку всех запасов месторождения при
максимальном использовании вскрывающих выработок.
Второе из сформулированных условий носит неявный харак-
тер вследствие того, что вскрывающие выработки при эксплуата-
ции месторождения используются многофункционально.
Однако область использования горных объектов, на сооруже-
ние которых расходуются инвестиционные средства, охватывает
решение системных задач на общесистемном, общепроизводствен-
ном уровнях.
Для вскрывающих выработок — это прежде всего системы:
транспортные, вентиляции, водозащиты, управления качеством руды.
Среди них при эксплуатации наиболее затратными являются
системы транспортные, водозащиты, вентиляции.
Поэтому упомянутая ранее задача оптимизации должна
быть откорректирована в следующем виде: минимизация сум-
марных капитальных затрат на вскрытие и подготовку запасов
месторождения и эксплуатационных затрат при использовании
вскрывающих выработок для транспортирования горной массы,
вентиляции горных выработок и их водозащиты, т.е. целевая
функция записывается в виде
Ко + Х(К,. + Э7 + Э“т + Э°од) Д -> min, (10.3)
145
где Ко — начальные капитальные затраты на вскрытие и подго-
товку месторождения, руб; Kt — удельные текущие капитальные
затраты на содержание вскрывающих и подготовительных вырабо-
ток, руб/т; Э/гр;Э®ент;Э'од — удельные эксплуатационные расходы
на транспортирование добытой руды и породы, вентиляцию и во-
дозащиту соответственно, руб/т; А — годовая производительность
предприятия, т/год; п — расчетный период, число лет: п < Т, Т —
срок существования предприятия, число лет.
Уравнение (10.3) решается при соблюдении ограничительного
условия (8.32).
В каждом конкретном случае, как было показано в разд. 8,
уравнение решается по приведенным алгоритмам с использованием
соответствующих компьютерных программ или методом вариантов,
разрабатываемых на основании экспертных оценок и опыта испол-
нителя.
Из расчетных вариантов принимается тот, который показывает
минимальное значение уравнения (10.3).
Задачу оптимизации вскрытия и подготовки месторождения
для комбинированной разработки можно, по большому счету,
этим и ограничить, ибо учет остальных влияющих факторов при-
вел бы лишь к усложнению её решения, существенно не влияя на
результат.
Эту группу факторов целесообразнее учитывать при формиро-
вании и решении задач второго уровня системы (см. рис. 7.2), где в
большей степени проявляются индивидуальные особенности ме-
сторождения.
Кроме того, результаты оптимизации (или рационализации)
отдельных процессов, например, таких как управление качест-
вом добываемых руд, могут быть получены решением частных
задач и учитываться в решении уравнения (10.3) в виде ограни-
чительного условия.
Принципиальное решение задачи выбора единой схемы вскры-
тия месторождения при одновременном ведении открытых и под-
земных работ представлено на рис. 8.4.
Схема отражает наиболее характерные особенности вскрытия
месторождения при совместной открыто-подземной разработке.
146
Предполагается, к примеру, что формируются рудопотоки из
карьера и рудника на два подземных концентрационных горизонта,
с которых в усредненном виде рудная масса выдается на
поверхность через вертикальные стволы.
Показано что часть пустых пород можно выдавать на поверх-
ность непосредственно из карьера и направлять потребителю или в
отвал.
Другая часть — по транспортным коммуникациям подземного
рудника совместно с породной массой, добытой и переработанной
в руднике по системе диверсификации производства, выдается по
вертикальному стволу.
По схеме допускается, если это экономически оправдано, что
часть рудной массы из верхних горизонтов карьера может быть
выдана непосредственно на обогатительную фабрику или усредни-
тельный склад на поверхности.
11. ПРОВЕТРИВАНИЕ СОВОКУПНОСТИ ОТКРЫТЫХ
И ПОДЗЕМНЫХ ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
Известно, что проветривание открытых и подземных горных
выработок заключается в формировании воздушных потоков и
управлении ими с целью обеспечения на всех участках подземно-
го рудника и карьера нормативных показателей качества атмо-
сферы.
Идея решения этой задачи состоит в постоянном замещении во
всех точках рудника и карьера объемов воздуха, загрязненного при
производстве горных работ, новыми, более чистыми.
Реализуется она путем использования естественных законо-
мерностей аэродинамических процессов в земной атмосфере в со-
четании с канализацией воздушных потоков в горных выработках и
придания им необходимой скорости перемещения посредством ис-
кусственного создания разности атмосферных давлений в начале и
конце заданного интервала пространства.
Проветривание открытых и подземных выработок при комби-
нировании их на одном месторождении, подчиняясь изложенным
общим принципам, отражает и специфику сочетания указанных
технологий, заключающуюся в их взаимодействии.
147
Отмеченное взаимодействие технологий проявляется как в по-
зитивных, так и негативных последствиях.
Закономерности аэродинамических процессов в системах вы-
работок при комбинированной (открыто-подземной) разработке
месторождения раскрыты значительно слабее, чем при подземной
или открытой разработке.
Объясняется это большей сложностью аэродинамики системы
«карьер — подземный рудник» и меньшим опытом использования
комбинированного способа на практике, а значит — и недостаточ-
ной изученностью присущих ему процессов.
С точки зрения аэродинамики, применяемые схемы совмещения
открытой и подземной технологий можно разделить на группы:
• к первой относят схемы, в которых при подземных очистных
работах образуются зоны обрушения массивов горных пород,
выходящие в карьерное пространство;
• в схемах второй группы добыча руды в подземном руднике
производится системами разработки с сохранением нале-
гающего массива пород.
Очевидно, вследствие явной опасности проникновения ядови-
тых газов через зону обрушения и дестабилизирующего воздейст-
вия последней на всю систему вентиляции подземного рудника
прежде всего и более последовательно изучена первая группа схем
совмещения комбинируемых технологий.
Ну, а главное, видимо, заключается в том, что характер и осо-
бенности движения воздуха в подземных выработках при наличии
зон обрушения пород изучались ранее на протяжении многих лет
вне связи с комбинированной разработкой.
Выяснилось, однако, что схемы второй группы по фактору
проникновения вредных газов представляют не меньшую опас-
ность, чем схемы первой группы. Вместе с тем при их использова-
нии возникают сложности в прогнозировании каналов и времени
проникновения газов в горные выработки по причине более слабой
изученности их закономерностей.
Непременной особенностью аэродинамической ситуации и в
первой, и во второй группах схем является наличие непосредствен-
ного контакта подземных очистных и проходческих выработок с
пространством карьера.
Рассмотрим эти схемы подробнее с привлечением примеров из
практики.
148
11.1. Проветривание рудника и карьера при наличии
ЗОН С АКТИВНОЙ АЭРОДИНАМИЧЕСКОЙ СВЯЗЬЮ
С ПОВЕРХНОСТЬЮ
Схемы первой группы характеризуются тем, что образующие-
ся при подземной разработке зоны обрушения пород становятся
причиной возникновения участков с активной аэродинамической
связью (ААС) открытых и подземных выработок, приводящих к
ухудшению (часто — к разрушению) принятого вентиляционного
режима рудника, непредсказуемому проникновению вредных газов
в карьер и рудник и к остановке горных работ.
Опыт комбинированной разработки Норильского, Зыряновско-
го, Лениногорского, Высокогорского, Криворожского и других ме-
сторождений показывает, что при всасывающей схеме проветрива-
ния подсосы воздуха через зону обрушения составляют 30—60%
дебита главных вентиляторов.
Поступление воздуха через зону обрушения настолько интенсив-
но и устойчиво, что в отдельных случаях этот путь используют в схе-
ме вентиляции рудника. Так, на канадском руднике «Крейтон» све-
жий воздух для проветривания горизонтов выпуска получали через
зону обрушения блоков, выходящую в борт карьера (рис. 11.1). По ут-
верждению специалистов рудника, проветривание указанных вырабо-
ток в этом случае более эффективно при наличии достаточно мощно-
го вентилятора и принятия мер по очистке воздуха [12].
Однако в большинстве случаев наличие зоны обрушения, вы-
ходящей в карьерное пространство, создает условия, опасные для
людей, работающих и в карьере, и в
подземных горных выработках.
В этих условиях общепринятые ме-
тоды расчета проветривания горных
выработок не дают достоверных резуль-
Рис. 11.1. Схема проветривания обрушенного
участка на руднике «Крейтон» (Канада):
1 — земная поверхность; 2 — обрушенная руда; 3 —
свежий воздух; 4 — исходящая струя; 5 и 8 — вен-
тиляционные восстающие; 6 — вентилятор; 7 —
вентиляционная перемычка; 9 — вентиляционные
сбойки; 10 — вентиляционный штрек; 11 — выпуск-
ные выработки; 12 — рудоспуск
149
татов, ибо такие базовые показатели, как депрессия главных вентиля-
торов, общешахтное сопротивление и другие не раскрывают действи-
тельного состояния аэродинамических процессов.
Главную сложность при расчете вентиляционных сетей и
управлении воздушными потоками представляет учет влияния зон
обрушения.
Задача здесь заключается не только в том, чтобы обеспечить
необходимый воздухообмен в горных выработках путем создания
соответствующих скоростей движения воздушных потоков, но и в
предотвращении проникновения ядовитых и других вредных газов
в подземные выработки из карьера и наоборот.
Управление проветриванием подземных выработок в этом
случае, как показали исследования и практика, целесообразно про-
изводить комбинированным способом, т.е. посредством сочетания
общего всасывающего и локального нагнетательного, где послед-
ний ввиду его меньшей экономической эффективности использует-
ся в минимальных объемах в качестве вспомогательного звена для
создания в основном подпора в районе с ААС (рис. 11.2).
Опыт проветривания рудников Кривбасса показал, что под-
сосы воздуха через зоны обрушения составляли при всасываю-
щем способе 63 %, при нагнетательном 51 %, при комбиниро-
ванном 9 % [31].
Рис. 11.2. Схема проветривания рудника им. Фрунзе (при отработке открыто-
подземным способом магнетитовых кварцитов, расположенных в борту карьера № 1
ЦГОКа) [33]:
1 — воздухоподающий ствол; 2 — доставочная выработка; 3 — подпорный вентилятор; 4 —
вентиляционно-ходовой восстающий; 3 — откаточная выработка; 6 — вентиляционно-
сборная выработка; 7 — вентиляционный ствол; 8 — всасывающий вентилятор
150
Однако вследствие уменьшения при выпуске руды толщины
отбитого слоя в зоне обрушения и изменения атмосферного давле-
ния в зимний период напор струи, нагнетаемой вспомогательным
вентилятором, может оказаться недостаточным. В этом случае воз-
никает эжекторный эффект, который только усиливает поступле-
ние воздуха из карьера через зону обрушения.
Такие явления отмечались на Лениногорском, Высокогорском,
Зыряновском, Юкспорском и других рудниках.
Анализ накопленного материала по изучению практического
опыта и научных исследований проблемы позволил выявить ос-
новные закономерности движения воздуха через массивы обру-
шенных пород [31, 32, 29].
Движение воздуха здесь рассматривается как фильтрация че-
рез пористую среду. Фильтрационные свойства этой среды зависят
от гранулометрического состава обрушенных пород, размеров зе-
рен, формы и шероховатости каналов.
Наблюдения и исследования последних лет показывают, одна-
ко, что решающее влияние на фильтрацию воздушного потока ока-
зывают куски пород размерами менее 20—25 мм, а учет совокуп-
ности кусков с большими размерами повышает точность расчетов
лишь на 1,5—2 %.
Установлено, что фактические значения сопротивления масси-
ва обрушенных пород фильтрации воздуха существенно отличают-
ся от определяемых линейным уравнением Дарси.
Режим движения воздушного потока в зонах обрушений более
адекватно описывается комбинированным уравнением на основе
двучленного закона сопротивления, который в общем виде записы-
вается следующей формулой:
h = R'Q + R"Q, (11.1)
где h —депрессия в массиве, Н/м2; R' и R" — соответственно ли-
нейная и квадратическая составляющие аэродинамического сопро-
тивления участков обрушенного массива пород, Н-см-5 и Н-с2-м~8; Q
— расход воздуха через зону обрушения, м3/с.
Значения R' и R" определяются экспериментально и зависят
от параметров систем разработки, характеристик пород в зоне об-
рушения, аэродинамических показателей потока воздуха.
151
Так, в работах [33, 34] величины R' и R* предлагается опре-
делять по зависимостям
kS IS2
(П.2)
где р. — динамический коэффициент вязкости воздуха, Па-с; к —
коэффициент проницаемости выработанного пространства, м2; L —
длина пути фильтрации воздуха, м; 5 — площадь фильтрационного
потока, м2; р — плотность воздуха, кг/м3; I — коэффициент макро-
шероховатости, м.
Решая уравнение (11.1) относительно утечек воздуха через зо-
ну обрушения, получают
Q =
yl(R')2 +4R"h-R'
2R*
(Н.З)
Значения ц и р являются табличными данными, значения параметров
L и 5 определяют по планам и разрезам горных работ, коэффициен-
тов к и I — экспериментально.
Авторы работы [32], проанализировав большой объем опубли-
кованных результатов экспериментальных исследований на мощ-
ных крутых пластах угольных месторождений, получили следую-
щие зависимости изменения удельных аэродинамических сопро-
тивлений г и г* по мере углубления горных работ:
/=кТ1 + 0,25(1-1)1
и лГ , ЧЛ (1L4)
где i — номер отрабатываемого подэтажа.
Один из путей снижения подсосов и утечек воздуха через зоны
обрушения состоит в изоляции их от остальной рудничной среды
посредством установки плотных перемычек, создания породных
подушек в рудоспусках, восстающих, отработанных блоках и др.;
другим путем является засыпка зон обрушения вскрышными поро-
дами карьера.
Однако в большинстве случаев эти меры не дают ожидаемого
эффекта, особенно при всасывающем способе проветривания.
При нагнетательном способе проветривания, как правило, пре-
дотвращается проникновение вредных газов из карьера в подзем-
152
ные выработки как через зоны обрушения, так и через отдельные
очистные и проходческие выработки, скважины, трещины в масси-
вах пород и др. Во всяком случае в районе с ААС подпорный вен-
тилятор здесь работает по ходу струи (рис. 11.3).
Но перевод подземного рудника полностью на нагнетательный
способ проветривания требует больших капитальных затрат и мо-
жет повлиять на рентабельность работы предприятия в целом.
Выходом из положения является сохранение общей всасы-
вающей схемы и установка специальных вспомогательных нагне-
тательных вентиляторов в подземных выработках в ближайшем к
зоне обрушения участке.
Впервые эта комбинированная схема вентиляции, названная
«двухстадийной», была применена в блоке № 29 Центральной за-
лежи при комбинированной разработке Лениногорского полиме-
таллического месторождения.
Позже эта схема получила широкое распространение. Напри-
мер, при комбинированной разработке железных руд в бортах
карьера № 1 Центрального ГОКа принята всасывающе-нагнетате-
льная схема, показанная на рис. 11.2 и ставшая прототипом для
рудников Кривбасса.
Рис. 11.3. Схема к расчету интегрального потока утечек через зону обрушения:
й» Йе, — расход воздуха, поступающего в рудник и исходящего из рудника соответствен-
но; Qy, — интегральный поток утечек через зону обрушения; 1 — рудное тело; 2 — откры-
тое выработанное пространство; 3 — подземное выработанное пространство; 4 — воздухо-
подающий ствол; 5 — вентиляционная скважина; 6 — этажный транспортный горизонт; 7 —
дренажный горизонт; 8 — подэтажные штреки; 9 — вентиляционные восстающие; 10 —
вентилятор главного проветривания (ВГП нагнетательный)
153
Возникают также особенности и в проветривании подземных
очистных блоков вблизи откосов в борту карьера.
В этом случае вентиляционные выработки проводят до выхода
в пространство карьера. На участке в период подготовки блока и
отработки компенсационных камер сохраняется всасывающий спо-
соб проветривания [31].
На период ведения очистных работ с обрушением налегающих
пород вблизи блока устанавливают нагнетательный вентилятор
(рис. 11.4, 11.5).
В связи с близостью карьерного пространства возможны на-
рушения режима проветривания очистного блока вследствие обра-
зования над отдельными выпускными дучками зон с наименьшим
аэродинамическим сопротивлением, куда устремляется весь поток
нагнетаемого воздуха.
Рис. 11.4. Схема проветривания участка в борту карьера (а) и расход воздуха в
скреперной выработке (б):
1 — материально-ходовой восстающий; 2 — перемычки; 3 — нагнетательный вентилятор; 4 —-
уступ карьера
Рис. 11.5. Направление, расход (У, 4) и скорости движения воздуха (2, 3) в панели
42 «Ц» Лениногорского рудника при образовании «прососа» через отбитую руду;
стрелками указано направление движения воздуха
154
Восстановить ситуацию можно соответствующим регулирова-
нием выпуска руды из дучек. При торцевом выпуске отбитой руды
из блока схема проветривания является более управляемой.
Анализируя ситуации проветривания рудников, имеющих зо-
ны с активными аэродинамическими связями (АСС) с пространст-
вом карьеров, М.Ф. Шнайдер и В.К. Вороненко [31] классифициро-
вали их по признакам сочетания способов проветривания с распо-
ложением вентиляционных выработок.
Получены три группы схем (рис. 11.6), которые авторы ком-
ментируют следующим образом.
«Группа А. С классическими исходящими путями (рис. 11.6).
А1 — всасывающий способ проветривания (главные всасы-
вающие вентиляторы);
А2 — нагнетательный способ проветривания (секционный
блоковый или главный нагнетательный вентилятор);
АЗ — нагнетательно-всасывающий способ проветривания.
Недостатком этих вариантов являются подсосы (газов) с карье-
ра, обязательные при А1 или возможные при А2 и АЗ. Для преду-
преждения проникновения газов с поверхности необходимо заведо-
мо значительно увеличивать расход подаваемого на рабочие места
воздуха q для разжижения газов Ад, проникающих с поверхности.
Вариант А1 для данных условий неприемлем, так как в случае
(2ВС Ад свежий воздух в блок вообще не будет подаваться.
А2
А1 ——п
_Jffcl й9 |^_
61
вг
у Uy У наг
i I fa
.-Jfa fa Ы ^?наг Хун
-Л™
♦ ♦ W
—-#6с—Д? /
вз
Цмг.
Х9
|1 Ч
♦ -УнйГ
I I №
Рис. 11.6. Схемы проветривания блоков с активными аэродинамическими связями
155
Наиболее предпочтителен вариант АЗ с комбинированным спо-
собом проветривания. Установка на исходящей вентиляционной вы-
работке вентиляционного окна позволяет регулировать поступление
подсосов Ад и предотвращает «обратную» вентиляцию.
Группа Б. С «чердачными» исходящими путями (см. рис. 11.6),
в этом случае вентиляционные выработки имеют сбойку с районом
обрушения.
Б1 — всасывающий способ проветривания. Осуществляется
через зону обрушения очистного пространства. Схема противоре-
чит требованиям правил безопасности, запрещающим проветрива-
ние через обрушенное пространство.
Б2 — нагнетательный способ проветривания. Недостаток тот
же, что и в предыдущем варианте, кроме того, возможно образова-
ние застойных зон. Так как сопротивление обрушенного массива
может меняться в широких пределах, напор и производительность
нагнетательного вентилятора должны постоянно изменяться, что
осуществить невозможно.
БЗ — нагнетательно-всасывающий способ проветривания со-
четает в себе недостатки вариантов Б1 и Б2.
Предложенные схемы не дают положительных результатов при
самостоятельном применении, поэтому рекомендуют опробованные
и внедренные в производство комбинированные схемы группы В.
Группа В. Комбинированные схемы, совмещающие классиче-
ские и «чердачные» исходящие пути (см. рис. 11.6).
В1 — всасывающий способ проветривания осуществляется по
двум параллельным каналам. При этом сопротивление исходящих
путей уменьшается при дополнительной выработке, но депрессия
из-за близко расположенной обрушенной поверхности может при-
вести к значительным подсосам в исходящие пути.
В2 — нагнетательный способ проветривания. Его недостатка-
ми являются увеличение затрат на проведение дополнительной вы-
работки и возможность подсоса в выработки днища блока.
ВЗ — нагнетательно-всасывающий способ проветривания являет-
ся наиболее предпочтительным для участков с ААС. Он обеспечивает:
• надежность (всасывающий и нагнетательный способы могут
дублировать друг друга на всех участках);
• безопасность (подсосы Ад в любом случае не попадают, на
рабочие места);
156
• универсальность (наличие путей и способа всасывающего
проветривания позволяет производить подготовительно-
нарезные работы при отсутствии нагнетательного вентиля-
тора, что обеспечивает применение ранее описанного спосо-
ба двухстадийной вентиляции, а установка вентиляционного
окна на исходящих путях позволяет регулировать количест-
во и напор воздуха, поступающего через днище блока в зону
обрушенной руды и на дополнительные исходящие пути).
Этот способ можно назвать нагнетательно-всасывающим спо-
собом проветривания с дополнительной исходящей вентиляцион-
ной выработкой, проведенной выше уровня днища блока и имею-
щей сбойку с районом обрушения.
Комбинированный способ проветривания можно применить
как на изолированных от откаточных выработок блоках, так и на
блоках, днища которых располагаются на уровне кровли откаточ-
ных выработок».
Особенности технологий очистных работ в карьере и подземном
руднике при их совмещении в пространстве и времени в пределах од-
ного месторождения требуют повышенного внимания к проветрива-
нию горных выработок после производства массовых взрывов.
Образующиеся при взрывах больших объемов руды как в
карьере, так и в подземном руднике ядовитые газы лишь в незначи-
тельном количестве выбрасываются в атмосферу.
До 50—70% их адсорбируется в отбитой рудной массе или они
заполняют пустоты в массиве руд и пород. При этом адсорбция
(насыщение) газов отбитой массой происходит за несколько секунд,
а десорбция — на протяжении десятков и сотен часов.
В том случае, когда массовые взрывы производят в очистных
блоках, имеющих через зону обрушения аэродинамическую связь с
поверхностью, на период проведения взрывов всех людей из под-
земных выработок выводят, отключают нагнетательные вспомога-
тельные вентиляторы и проветривают рудник по цепи: поверхность
— зона обрушения (отбитая руда) — горизонт доставки — откаточ-
ные выработки — вентиляционные выданные стволы.
Таким образом, в данной ситуации отрицательное влияние
подсосов через зону обрушения используется для полезной работы
по проветриванию выработок подземного рудника после массового
взрыва в нем.
157
Напротив, если массовые взрывы проводятся в карьере, вклю-
чается схема всасывающе-нагнетательного проветривания на всю
имеющуюся мощность с тем, чтобы предотвратить поступление га-
зов через зону обрушения в подземные горные выработки.
11.2. Проветривание рудника и карьера при подземной разра-
ботке с поддержанием выработанного пространства
Подземная разработка руд с поддержанием выработанного
пространства с помощью целиков и закладки камер предполагает
предотвращение деформаций в окружающем массиве горных пород.
Однако полностью избежать деформаций не удается, и они в
разных случаях в различных масштабах проявляются в форме осе-
дания, прогибов подработанных слоев, раскрытия трещин, консо-
лидации пород.
Следовательно, применение таких систем разработки не пре-
дотвращает, а лишь снижает движение воздуха через выработанное
пространство.
Отмеченное приводит к разрушению изолирующих целиков и
перемычек, нарушаются одни и возникают другие каналы и аэро-
динамические связи, появляется возможность неконтролируемого
поступления ядовитых газов в горные выработки.
Кроме того, продукты взрыва из карьера устремляются в под-
земный рудник по горным выработкам, выходящим в карьер: ру-
доспускам, штольням, скважинам и др.
От характера и протяженности аэродинамических каналов,
связывающих карьер с подземными выработками, зависит продол-
жительность движения газов. Наблюдениями установлено: через
массив трещиноватых пород глубиной 250 м вблизи зоны обруше-
ния фильтрация газов происходит в течение продолжительного
времени (до 30 часов).
На Зыряновском руднике, где очистные работы вели без об-
рушения пород, было зафиксировано несколько случаев проникно-
вения газов из карьера по старым горным выработкам. На рабочих
горизонтах на глубине 200 м опасная концентрация СО появлялась
через 3—14 часов после производства взрывов в карьере.
Наибольшую опасность представляют взрывчатые вещества,
имеющие отрицательный кислородный баланс. Например, зерно-
гранулит и тротил дают после взрыва большое количество СО, ко-
торый быстро проникает в горные выработки, в отбитую горную
158
массу и, скапливаясь в опасных концентрациях, сохраняется дли-
тельное время. Замерами установлено, что в отбитой рудной массе
на глубине двух метров от поверхности навала по истечении 26 ча-
сов после взрыва концентрация газа превышала ПДК в 62 раза [31].
Характерным для схем комбинированной разработки является
проникновение газов из карьера в подземные выработки (реже —
наоборот) через целики из массивных пород и руд.
В определенных условиях, когда этот целик вследствие сло-
жившейся геомеханической обстановки испытывает близкие к пре-
дельным напряжения (а возможно и находится в стадии зарожде-
ния трещин разрушения), достаточно дополнительной нагрузки в
виде динамических взрывных усилий, чтобы трещины в целике
раскрылись и стали газо- и водопроводящими.
К такому выводу приводит анализ случаев поступления газов в
шахту, описанных в работе [31].
Так, на Лениногорском руднике при взрыве 1760 кг тротила в
карьере был нарушен потолочный целик более 40 м толщиной над
отработанными подземными камерами (рис. 11.7).
По образовавшимся трещинам (далее — по выработкам) под
действием общешахтной депрессии газы проникли на глубину бо-
лее 90 м, где были обнаружены спустя 1,5 часа после взрыва.
Там же после взрыва скважин в карьере через надблоковый
потолочный целик газ проник в подземные выработки на глубину
до 80 м. Поступление газа продолжалось на протяжении семи часов.
л -л б-в
Рис. 11.7. Схема расположения горных выработок на Лениногорском руднике на
момент проникновения газов из карьера:
1 — откос уступа; 2 — бетонная перемычка; 3 — отработанные камеры; 4 — горная выра-
ботка; 5 — взрывные скважины
159
Рис. 11.8. Схема расположения дренажной
выработки на Тишинском руднике:
1 — контур карьера; 2 — взорванный объем; 3 —
навал после взрыва; 4 — загазованный участок; 5 —
заходки; 6 — откаточный горизонт; 7 — восстаю-
щий; 8 — дренажный штрек
На Тишинском руднике после
взрыва скважин в карьере произошло
проникновение газа через 30-метро-
вый потолочный целик в дренажный
штрек (рис. 11.8).
Поскольку тупиковые дренаж-
ные выработки находились выше откаточного горизонта на 40 м,
доступ в них осуществлялся через восстающий, производилось ме-
стное проветривание вентилятором СВМ-6 м.
Таким образом, методами геомеханического, геологического и
газодинамического анализа следует оценивать участки с потенци-
альной аэродинамической связью (ПАС) подземных выработок и ус-
тупов карьера до производства на них буровзрывных работ, особен-
но массового характера.
Специфическая газоопасная ситуация возникает при повтор-
ной открытой или подземной комбинированной разработке рудных
месторождений, когда вскрывают старые подземные выработки.
В этих выработках, в избытке содержащих лесоматериалы и
другие воспламеняющиеся вещества, появление свежего воздуха
может вызывать их возгорание.
Так, на Андреевском (г. Лениногорск) и Зыряновском карьерах
неоднократно загоралась деревянная крепь старых горных выработок.
Причем полусгнивший лес, ветошь, опилки, рудная мелочь,
содержащая сульфиды и колчедан, негашеная известь и другие ма-
териалы могут и самовозгораться.
В старых подземных выработках встречаются скопления ядо-
витых газов, выделившихся из массивов пород или появившихся
вследствие гниения органических веществ.
И, наконец, в районах старых разработок в самых неожиданных
местах встречаются подземные воды в значительных объемах или
старые горные выработки могут иметь непосредственную гидравли-
ческую связь с подземными и поверхностными водными объектами.
160
Для того чтобы избежать непредсказуемых негативных по-
следствий, необходимо выполнять предварительную разведку на-
меченных к освоению массивов руд и пород геофизическими мето-
дами с уступов карьера или из специальных подземных выработок.
На основании полученной информации в отдельных случаях
следует бурить опережающие скважины с целью уточнения данных
или для сработки скоплений газа или воды.
Отдельной, практически не решенной проблемой является
проветривание карьерных пространств.
В отличие от подземных выработок чаши карьеров проветри-
ваются главным образом за счет перемещения воздушных потоков
в атмосфере.
В зависимости от климатических особенностей региона, соотно-
шений длины и ширины карьера по верху существуют предельные глу-
бины, ниже которых аэродинамические процессы движения воздушных
масс в атмосфере перестают захватывать карьерное пространство.
Это приводит к застою воздуха в карьере, а время его провет-
ривания после массовых взрывов увеличивается. По мере увеличе-
ния глубины карьера требуется все больше времени на нормализа-
цию атмосферы. Например, на таких карьерах, как «Мир» на глу-
бинах 450—525 м на это уходило 1—3 суток.
Отмеченное ранее стало одной из веских причин (наряду с сокра-
щением транспортных расходов) уменьшения проектной глубины карье-
ров при комбинированной разработке месторождения, ибо появлялась
реальная альтернатива его более полной и эффективной доработки.
Вместе с тем предпринимались многократные попытки искус-
ственного проветривания карьерных пространств. В последние го-
ды для создания восходящих и направленных потоков использова-
ли в качестве вентиляторов мощные авиационные двигатели, от-
служившие свой ресурс.
Однако успешного решения проблемы пока не достигнуто.
Кроме газов от производства массовых взрывов, карьер явля-
ется источником других загрязнителей атмосферы, попадающих в
подземные горные выработки.
Основными среди них являются автомобильные и другие ди-
зельные двигатели, выделяющие 0,5 % СО, до 0,2—0,5 % N2O5 и др.
Из-за отсутствия эффективных способов проветривания карье-
ров выхлопные газы представляют опасность не только для рабо-
тающих в подземных выработках, но и в самом карьере.
161
Снижение токсичности выхлопных газов достигается исполь-
зованием нейтрализаторов газов и присадок в топливо и других мер.
Необходимо строго следить за тем, чтобы в карьере не разжига-
ли костры для обогрева людей и подогрева машин и механизмов,
ибо это может привести к проникновению газов в горные выработки.
В условиях потенциальной аэродинамической связи (ПАС)
подземного рудника с карьерным пространством особенно тща-
тельно следует возводить предусмотренные бетонные перемычки и
другие изолирующие сооружения, тампонировать массив на соот-
ветствующих участках глинистым и цементным растворами и дру-
гими материалами.
Следует помнить, что применение местной нагнетательной
вентиляции не всегда дает положительный эффект. При сложной и
глубоко развитой в массиве пород трещинной структуре невоз-
можно создать необходимый напор для «проталкивания» газа через
толщу. Газ может быть заперт в трещинах и при остановке нагнета-
тельного вентилятора поступает в горные выработки.
Анализируя проветривание системы «карьер — подземный
рудник» в целом, можно отметить, что при комбинированной раз-
работке с единой системой управления производственными про-
цессами создается более благоприятная ситуация для обеспечения
требуемых условий безопасного ведения горных работ.
Это является следствием следующих особенностей комбини-
рованной разработки:
• единая техническая стратегия, а отсюда — единое техниче-
ское руководство всей открыто-подземной системой пред-
приятия. Заметим, что большая часть аварийных ситуаций и
неприятных случаев возникали как раз вследствие раздель-
ного руководства открытым и подземным производствами
предприятия, а значит из-за принятия противоречивых, не
согласованных решений;
• на производство массовых взрывов в карьере и руднике со-
ставляют единые документы, обязывающие весь заинтересо-
ванный персонал выполнять общий план мероприятий;
• заблаговременное определение зон возможного проникнове-
ния газообразных продуктов взрыва как в карьере, так и в
руднике и принятие единого плана ликвидации аварий;
• использование в трудно проветриваемых забоях в карьере и руд-
нике взрывчатых веществ с нулевым кислородным балансом.
162
12. ВОДОЗАЩИТА ГОРНЫХ ВЫРАБОТОК
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
12.1. Общие положения
Проблемам водозащиты горно-добывающих предприятий по-
священ ряд публикаций научного и учебно-методического характе-
ра. В частности, с учетом специфики освоения рудных месторож-
дений подземным способом эти вопросы подробно рассмотрены в
работе [35].
В настоящей книге изложены основы водозащиты горных вы-
работок при комбинированной разработке месторождений.
Речь пойдет в основном о подработке подземных водных объ-
ектов, поскольку именно в этих ситуациях характернее всего про-
являются особенности комбинированной разработки.
Среди подземных водных объектов наибольшее внимание тре-
буют водоносные слои и зоны регионального простирания, характе-
ризующиеся большой водообильностью (запасами воды, дебитом и
мощностью пластов), высокими напорами и скоростями фильтрации.
Естественный режим пластовых и трещинных подземных вод
в результате строительства и эксплуатации карьеров и подземных
рудников изменяется, и формируется техногенный режим, при ко-
тором основными контурами разгрузки предстают карьерная выем-
ка, подземные горные выработки и специальные дренажные со-
оружения (рис. 12.1).
Это приводит к кардинальному изменению параметров естест-
венного потока подземных вод в дренируемом пласте, а также со-
провождается перетеканием их из гидравлически связанных смеж-
ных пластов.
В результате формируются нестационарные труднопрогнози-
руемые и трудноуправляемые гидрогеологические процессы.
Подземные воды и пространство, в котором они действуют
существенно отличаются от поверхностных. Прежде всего тем, что
в массивах горных пород они находятся в следующих трех основ-
ных видах:
• свободной (гравитационной) жидкости;
• поровой жидкости;
• молекулярно связанной (пленочной) жидкости.
163
Рис. 12.1. Схема формирования техногенного режима подземных вод при комби-
нированной разработке:
1 — рудное тело; 2 — контур карьера; 3 — подземные горные выработки; 4 — отработанное
подземное пространство; 5 — водоносный пласт; 6 — естественный уровень подземных вод;
7 — уровни подземных вод под влиянием горных работ; 8 — дренажная скважина; 9 — зона
водопроводящих трещин
Подземные воды повсеместно насыщены солями (вплоть до со-
стояния рассолов) практически всех минералов, содержание которых
часто так велико (3000—500 г/л), что подземные воды становятся
объектом добычи и извлечения из них полезных компонентов.
Для подземных вод характерна насыщенность различными га-
зами, включая такие вредные, как свободная углекислота СО2, се-
роводород H2S, метан СН4, свободный водород Н2, оксид углерода
СО, тяжелые углеводороды (пропан, бутан, этан) и др.
Следовательно, проблема водозащиты горных разработок вы-
ходит за рамки простого предотвращения поступления воды в гор-
ные выработки или удаления уже поступившей воды из них.
Речь идет о защите и людей, и механизмов от воздействия
вредных веществ, содержащихся в подземных водах, а также об
экологической защите (предотвращение загрязнения) пространства
недр и земной поверхности от дренируемых «грязных вод».
И, наконец, при водозащите горных разработок важной стано-
вится проблема охраны водных ресурсов региона как в количест-
венном, так и в качественном отношении.
164
12.2. Основные характеристики водоносных толщ
Подземные воды в большинстве случаев приурочены к по-
ристым и трещиноватым участкам массивов горных пород.
Осадочные массивы — это, как правило, пласты песков, пес-
чано-галечниковых и песчано-глинистых пород, известняков, до-
ломитов, мелов и др.
В массивах скальных и полускальных пород вода заполняет
естественные трещины и перемещается по ним. Трещинные под-
земные воды могут встречаться практически в любой разновидно-
сти изверженных, метаморфизованных и осадочных толщ пород.
В том числе могут быть обводнены и многие рудные залежи,
например, трещиноватые массивы железистых кварцитов, полиме-
таллических, медных и других руд: массивы переотложенных же-
лезных руд (гематитов, сидеритов, лимонитов), марганцевых руд и
т.д. — водопроводящие массивы любых рудных залежей, имеющих
гидравлическую связь с водоносными породами.
При анализе и решении гидрогеологических задач по водоза-
щите горно-технических сооружений чаще всего используют сле-
дующие характеристики водоносных толщ пород.
1. Обводненными (водоносными) называют массивы пород,
способные содержать и пропускать (фильтровать) воду.
2. Водоупорными называют толщи пород любого генезиса, ко-
торые не пропускают через себя воду. Однако это не означает, что
водоупорные породы не могут содержать воду, например, поровую
или молекулярно связанную.
3. Напор подземных вод — расстояние, на которое происходит
подъем воды во вскрывающей выработке (скважине) до статиче-
ского (пьезометрического) уровня под действием давления. Напор
измеряется в линейных единицах высоты подъема уровня воды (от
кровли пласта до пьезометрического уровня). По гидравлическому
признаку выделяют пласты безнапорные и напорные (рис. 12.2).
Рис. 12.2. Схема залегания водоносных
безнапорных и напорных пластов на вер-
тикальном разрезе массива:
1 — почвенно-растительный слой; 2 — глина;
3 — водоносный безнапорный пласт и его
пьезометрический уровень Н\ (4); 5 — напор-
ный водоносный пласт и его пьезометриче-
ский уровень //2(б)
165
Рис. 12.3. Расчетная схема полного вер-
тикального давления ог на единичную го-
ризонтальную площадку dS в водонос-
ном пласте
4. Полное давление на гори-
зонтальную единичную площад-
ку, расположенную в толще водо-
носного пласта, определяется по формуле (рис. 12.3)
Ог=Сэф+Он> (121>
где оЭ11) — эффективное напряжение, воспринимаемое минераль-
ным скелетом породы, МПа; сгн — нейтральное напряжение вслед-
ствие гидростатического давления в воде, МПа.
Составляющие, входящие в формулу (12.1), вычисляются сле-
дующим образом:
^^кН0+у(Н-Н0), (12.2)
уи,=(д-1)(1-«);
^=УЛ„, (12.3)
где yw — приведенный объемный вес пород в обводненной толще,
Н/м3; Но — пьезометрическая высота, м; у — средний объемный
вес пород выше пьезометрического уровня подземных вод, Н/м3; Н
— глубина единичной горизонтальной площадки от земной по-
верхности, м; Д — удельный вес пород водоносного пласта, Н/м3; п
— пористость пород водоносного пласта, доли ед.; ув — объемный
вес воды в водоносном пласте, Н/м3.
Следовательно, если толща пород передает гидростатическое
давление и поровое давление приближается к нему, то вертикаль-
ное давление в толще водоносного пласта:
ог=уЯ + Яо(уи,-у + ув), (12.4)
а горизонтальная составляющая напряжений в изотропном водо-
носном пласте
166
°х = ° у = = ^>[укНо + у(Н - Но)] + увНо,
(12.5)
где — коэффициент бокового отпора в породах обводненного
пласта, доли ед.
5. Напорный градиент (гидравлический градиент) — отноше-
ние разности напоров ЛЯ = Нх - Н2 в точках 1 и 2 к длине пути
фильтрации I между ними:
J- —
I
(12.6)
6. Расход воды Q — количество воды, фильтрующейся через
поперечное сечение потока воды F в единицу времени, м3/сут.
Французский ученый А. Дарси установил, что расход Q про-
порционален коэффициенту К$, зависящему от физических свойств
пород и воды, падению напора ЛЯ, площади поперечного сечения
потока или водоносного пласта F и обратно пропорционален пути
фильтрации I:
Q = K^-F = K*FJ. (12.7)
Из выражения (12.7) следует, что отношение расхода Q к пло-
щади поперечного сечения потока F представляет кажущуюся ско-
рость фильтрации t>:
v = ^ = K*J. (12.8)
F
Отсюда следует, что коэффициент фильтрации — это ско-
рость фильтрации при напорном градиенте, равном единице, т.е. он
имеет размерность скорости: м/сут, см/с и т.д.
Водопроницаемость пород наиболее точно характеризуется
коэффициентом фильтрации.
Коэффициенты фильтрации различных видов горных пород до-
вольно хорошо изучены, значения их изменяются в широких пределах
(О—350 м/сут, а в экстремальных случаях — более 6000 м/сут), и со-
ответствующие данные имеются в справочных и учебных пособиях.
167
Рис. 12.4. Экспериментальные графики зависи-
мости v от J,, для водопроницаемых (7) и гли-
нистых пород (2):
О—а — начальный участок, где V —> 0; а—в — пере-
ходный (криволинейный) участок; в—с — участок ус-
тановившейся фильтрации
7. Закон Дарси гласит: скорость
фильтрации пропорциональна напор-
ному градиенту в первой степени (для ламинарного движения под-
земных вод). Он записывается в виде формулы (12.8), а в диффе-
ренциальной форме — в следующем виде:
„ dH
V = -K&-----
ф dl
(12.9)
Знак минус показывает, что по пути фильтрации I напор Н па-
дает (уменьшается).
8. Начальный градиент JH — величина градиента напора,
при которой преодолеваются силы вязкого трения воды и силы
трения на контакте минеральных частиц с водой.
Проявляется JH в глинистых породах и определяет нижний
порог фильтрации, а следовательно, нижний предел применимости
закона Дарси в этих породах (рис. 12.4).
9. Коэффициент водопроводимости пласта (проводимость)
Т—произведение коэффициента фильтрации на мощность водо-
носного горизонта Т = km.
Суммарная проводимость слоистой толщи
(12.10)
где 7] — проводимость z-ro водоносного пласта; п — число пла-
стов.
Коэффициент пьезопроводности водоносного пласта z
at= — , (12.11)
И
где ц — коэффициент гравитационной водоотдачи, представляю-
щий собой отношение объема свободно стекающей под действием
168
Рис. 12.5. Схема грунтового совершенного ко-
лодца
гравитационных сил воды VB к объему
породы, осушенной при снижении
уровней подземных вод Гп:
ц = (12.12)
’ п
Для крупно- и среднезернистых
песков р = 0,3— 0,1, для полускальных пород в среднем р = 0,01,
для суглинков р, = 0,01 — 0,1.
10. Ленты тока — фрагменты потока фильтрации, выделяе-
мые по признакам одномерности, равных напоров, стабильности
расхода фильтрационного потока.
11. Приток воды к водозаборным сооружениям. В водоза-
щитных сооружениях при горных разработках преимущественно
используют вертикальные водозаборные устройства, по гидроди-
намическому признаку разделяемые на грунтовые и артезианские
колодцы совершенного и несовершенного вида.
Грунтовыми называют колодцы (скважины), вскрывающие
безнапорные межпластовые воды. Артезианские колодцы вскры-
вают напорные подземные воды.
И те, и другие называются совершенными, если доведены до
водоупора и имеют проницаемые стенки в пределах всей мощности
водоносного пласта. Несовершенные колодцы не доводят до водо-
упора, или они имеют проницаемые стенки в некоторой части во-
доносного пласта.
Приток воды, м3/сут, в совершенный грунтовый колодец опре-
деляется по формуле (рис. 12.5)
пк(н2-1г2)
Igfl-lgr
(12.13)
или
1,36к(Н2-1г2]
Q =-------------L
Igfl-lgr
169
Рис. 12.6. Схема артезианского совершенного
колодца
где к — коэффициент фильтрации,
м/сут; Н — мощность водоносного
пласта, м; h — высота пониженного
уровня воды от водоупора, м; R и г —
радиус влияния и радиус колодца, м.
Радиус влияния R определяют
опытным путем или вычисляют по методикам, приведенным в спе-
циальных учебниках или справочниках [36].
Приближенно его значение можно определить по формуле И.П.
Кусакина:
R = 2SjHk ,
(12.14)
где S — понижение уровня воды в колодце.
В совершенном артезианском колодце (рис. 12.6) при откачке
воды уровень её снижается на величину 5. Количество притекающей
и откачиваемой при этом воды, м3/сут, определяется по формуле
_2,73Ь/(Я-/г)
1g/? - 1g г
(12.15)
12.3. Особенности режима подземных вод при комби-
нированной РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
В развитие положений промышленной гидрогеологии, из-
ложенных в учебниках и монографиях, например в [36], следует
отметить особенности гидрогеологических условий освоения
месторождений и систем водозащиты при их комбинированной
разработке.
Первая и наиболее характерная особенность связана с зако-
нами гравитации в гидродинамических процессах и геометрией
горных работ (пространственной компоновкой открытых и под-
земных горных разработок).
1. Геометрия компоновки горных технологий. Из анализа
этого фактора следует, что при последовательной открыто-подзем-
170
ной разработке месторождения задача обеспечения водозащиты
горных работ во многом решается на первом этапе освоения место-
рождения.
И это остается справедливым независимо от того, какая из
комбинируемых (открытая или подземная) технологий оказывается
опережающей.
Однако на втором этапе потребуются дополнительные инве-
стиции, время и проведение строительно-монтажных работ для
приспособления эксплуатационных возможностей системы водо-
защиты, обслуживавшей предшествующую технологию горных ра-
бот, для условий последующей технологии.
Другое дело, одновременная открыто-подземная разработка
месторождения. В этом случае (при условии ведения горных работ
по единому проекту) появляется возможность сооружения опти-
мальной системы водозащиты всего комплекса открытых и под-
земных горных выработок.
При разработке месторождения как открытыми, так и подзем-
ными технологиями формируются техногенные режимы подзем-
ных вод, которые характеризуются тем, что основными контурами
разгрузки становятся горные выработки и дренажные сооружения.
Причем интенсивность разгрузки, размеры этих зон находятся
в тесной связи с динамикой развития открытых и подземных до-
бычных работ.
2. Водопритоки в карьер и рудник снижаются вследствие ис-
тощения запасов подземных вод. В то же время они могут и воз-
растать в связи с увеличением общей площади горных разработок.
Величины водопритоков зависят также от способа управления
кровлей при подземных очистных работах, от скорости подвигания
фронта горных работ в карьере и руднике, других технологических
факторов.
При комбинированной разработке одновременно открытым
и подземным способами характер и объемы водопритоков зави-
сят от сформировавшихся гидрогеологических и технологиче-
ских условий.
Если водоносные пласты приурочены к верхней части геоло-
гического разреза и расположены выше отметки дна карьера, во-
допритоки перехватываются карьером или его дренажной систе-
мой, которая в этом случае становится единой с подземным руд-
171
ником. Водоотлив последнего принимает остаточные притоки в
подземные горные выработки, а также поступающие технологи-
ческие воды.
В том случае, когда водоносные пласты расположены ниже
отметки дна карьера, его водозащита ограничивается карьерным
водоотливом, а дренажная система сооружается для защиты под-
земных горных выработок.
И, наконец, если водоносные пласты распределены по всему
вертикальному разрезу месторождения, водопритоки формируются
по обеим предыдущим схемам, а дренажные системы могут быть
ориентированы как на раздельную для карьера и рудника, так и на
совместную водозащиту их горных выработок.
При последовательной комбинированной разработке месторо-
ждения водопритоки формируются по одной из предыдущих схем
и в соответствии с технологиями горных работ, определяемыми во
многом вариантами вскрытия месторождения (см. табл. 10.1).
Оценка водопритоков в горные выработки.
1. Наиболее простой и в то же время надежной формой про-
гнозирования водопритоков является использование коэффици-
ента водообильности, представляющего отношение объемов от-
каченной из выработок воды Q к объему добытой за расчетный пе-
риод горной массы (или полезного ископаемого) А-.
кв=~> (12.16)
/1
т.е. корреляционной зависимости, установленной по данным стати-
стических производственных материалов или на основе результа-
тов исследований.
Обычно этот прием дает надежные результаты прогнозирова-
ния водопритоков Q при сохранении технологии горных работ.
2. Формула (12.16) получена на основе метода аналогий и
представляет его упрощенный вариант.
В более строгой форме метод гидрогеологических аналогий
используется при отсутствии сведений о фильтрационных пара-
метрах дренируемого массива пород.
Для прогнозирования водопритоков в горную выработку Qn в
простейшем случае составляется равенство (по известным Qa и Яа)
— = —= const,
НП на
172
откуда
Gn=^^, (12.17)
где Qn и <2a — водоприток прогнозируемый и к объекту-аналогу
соответственно; Н„ и На — понижение уровней напоров в дрени-
руемых водоносных пластах на прогнозируемом объекте и объекте-
аналоге соответственно.
3. Широкое распространение получили аналитические мето-
ды прогнозирования водопритоков в горные выработки [36].
Так, расчет водопритоков к карьерам раздельно по каждому
водоносному пласту выполняют по формуле «большого колодца»:
• для стационарного режима фильтрации
где Т — проводимость пласта; So — понижение напора относи-
тельно естественного уровня на контуре карьера; го — приведен-
ный радиус карьера; R — приведенный радиус области фильтрации;
• для нестационарного режима фильтрации
Q. = 2^TS° , (12.19)
lnV^ + ro
Го
где а — коэффициент пьезопроводности пласта; t — время от мо-
мента вскрытия пласта.
При определении водопритоков в подземные горные выработ-
ки во многих случаях можно воспользоваться аналитическими за-
висимостями типа (12.18) и (12.19) с определенными поправками.
Общий водоприток в этом случае получают как сумму двух
слагаемых: водопритока по контуру в плане («бокового водоприто-
ка») и притока по площади горных работ.
Если «боковой водоприток» можно подсчитать по зависимо-
стям (12.18) или (12.19), то приток по площади очистных работ оп-
ределяют по формуле
173
Рис. 12.7. Схема к расчету водопритоков в подземное очистное пространство:
I — рудное тело; 2 — зона обрушения; 3 — зона блоковых сдвигов; 4 — зона водопроволя-
щих трещин; 5 — обводненные пласты; 6 — относительные водоупорные породы
к Н F
(12.20)
где kz — коэффициент фильтрации массива вкрест напластования
пород в пределах интервала Z (рис. 12.7); Hz — фиксированный на-
пор в водном объекте (отсчитывается от верхней границы зоны во-
допроводящих трещин); F — площадь очистных работ в контурах
водоносного объекта.
При комбинированной разработке месторождения особенно
важной является проблема взаимодействия различных горных вы-
работок, например выработок карьера и подземных в целом или
каких-то выделенных участков в них.
Определение интегральных водопритоков в каждой из взаимо-
действующих выработок в этом случае осуществляют посредством
решения системы уравнений
In Rt +62In-^- + ... + 2„ln — =
Г1-2 Г1-п
= 2nTSt +CjlnrH;
, R. , R,
Qi In----H Q2 In----1-... +
Г„-1 Гп-2
+Q„ In R„ = 2nTSn + Qn In rk_n,
(12.21)
174
где Rn — расчетный радиус области фильтрации для каждой из
взаимодействующих выработок; гп_к — расстояние между выра-
ботками п и к.
Формула (12.21) используется для условий стационарного ре-
жима фильтрации.
12.4. Способы водозащиты горных выработок
Проблема водозащиты горных выработок возникает при под-
работке водных объектов. Под водными объектами в широком
смысле слова будем понимать природные или искусственно соз-
данные сосредоточения воды, водонасыщенных или увлажненных
песчано-глинистых пород, которые являются или могут стать ис-
точником их прорывов в горные выработки.
Таким образом, термин «водные объекты» включает в себя
моря, океаны, реки, ручьи, каналы, водоотводные канавы, водо-
хранилища, пруды, хранилища промышленных стоков, водонос-
ные горизонты и комплексы, обводненные тектонические разло-
мы и зоны дробления, затопленные горные выработки, незатам-
понированные геолого-разведочные и гидрогеологические сква-
жины, действующие дренажные выработки, заполненные водой
зоны обрушения, болота, золо- и хвостохранилища, плывунные
пески и глины.
При анализе и оценке прорывоопасности (в частности, при
классификации) подрабатываемые водные объекты по их составу
подразделяют на однофазные (вода), двухфазные (вода + песчано-
глинистые породы или вода + газы) и трехфазные (вода + песчано-
глинистые породы + газы).
Двухфазные (вода + горные породы) водные объекты форми-
руются двумя путями:
• природные обводненные (водонасыщенные) песчано-глинис-
тые породы;
• в подошве водоносного пласта расположены легкоразмы-
ваемые породы: при подработке происходит прорыв воды с
интенсивным выносом размытых горных пород.
В работах [35, 37] приведены классификации как водных объ-
ектов, так и месторождений полезных ископаемых по условиям
подработки водных объектов.
175
На основе этих положений и в зависимости от гидрогеологи-
ческих и горно-технических особенностей комбинированной раз-
работки рудных месторождений сформулируем некоторые основ-
ные способы защиты горных выработок от поверхностных и под-
земных водных объектов.
12.4.1. Ликвидация или перемещение подрабатываемых
водных объектов
Прежде всего заметим, что не все водные объекты можно лик-
видировать или переместить. К таким относятся моря, крупные
озера и водохранилища, крупные реки, водоносные горизонты и
комплексы регионального распространения.
В подобной ситуации отработка верхней части месторождения,
как правило, исключается и, следовательно, невозможна и комби-
нированная разработка в открыто-подземном варианте.
Поскольку в указанных условиях речь может идти только о
подземной разработке (возможно в сочетании с физико-химичес-
кими технологиями), добычные участки должны быть защищены
от воздействия перечисленных водных объектов надежным барь-
ерным целиком.
Технологии подземной и физико-химической добычи полезно-
го ископаемого в этой обстановке должны отражать специфику
горно-технических особенностей предприятия. В неменьшей сте-
пени это относится к обеспечению безопасности и санитарно-
гигиенических условий труда работающих.
Ликвидация или перенос водного объекта меньшего масштаба
может рассматриваться как возможный вариант водозащиты гор-
ных выработок карьера и рудника.
Под термином «ликвидация» здесь понимается физическое
устранение водного объекта целиком или преобразование в новое
состояние, исключающее его прорывоопасность.
Ликвидированы могут быть сравнительно небольшие водоемы на
земной поверхности (озера, пруды, водохранилища и т.п.), вода из ко-
торых обычно перекачивается в ближайшие реки или другие водоемы,
а оставшиеся донные отложения вывозятся. Такая практика весьма ши-
роко распространена в качестве водозащитного мероприятия.
Если подрабатываемый водный объект представлен увлажнен-
ными песчано-глинистыми породами, потенциально опасными по
прорыву в горные выработки, то при сравнительно небольшой
176
Рис. 12.8. Расчетная схема проникновения пес-
чано-глинистых пород в обрушенных породах
глубине расположения их от земной
поверхности пласты таких пород вы-
бираются открытым способом в объе-
мах, исключающих одновременное вы-
полнение выявленных нами двух усло-
вий [37] (рис. 12.8):
• мощность обрушенных скальных пород при подземной раз-
работке месторождения и физико-механические свойства
вышележащих увлажненных песчано-глинистых пород обес-
печивают выполнение условия
(£-1)Р
/кп > L при Z =-------,
кр кр 12тпс?
(12.22)
где L — мощность обрушенных скальных пород, м; 1кр — глубина про-
никновения увлажненных песчано-глинистых пород в обрушенном
массиве скальных пород, м; к — коэффициент разрыхления пород в зо-
не обрушения, доли единицы; Р — внешняя нагрузка (например, вес
песчано-глинистых пород); тп — предел прочности увлажненных пес-
чано-глинистых пород при сдвиге; d — гармоническое средневзве-
шенное значение диаметра частиц в скальном обрушенном массиве;
• объем порового пространства в обрушенном массиве должен
быть меньше объема вовлеченных увлажненных песчано-
глинистых пород:
mcp>nL , (12.23)
где тср — средняя мощность слоя увлажненных песчано-глинистых по-
род, м; п — пористость обрушенных скальных пород, доли единицы.
Таким образом, удалив некоторую часть (или всю) толщи ув-
лажненных песчано-глинистых пород, мы снимаем угрозу прорыва
их в горные выработки.
Водозащита горных выработок в данном случае может быть
обеспечена и другими мерами, например, изменением пористости
обрушенных пород, корректировкой физико-механических свойств
песчано-глинистых пород, снижением внешней нагрузки. Но об
этом речь пойдет далее.
177
Здесь же, анализируя способ частичной или полной ликвидации
самого водного объекта, следует подчеркнуть большую эффектив-
ность его в условиях комбинированной разработки месторождения.
В самом деле, если верхняя часть залежи отрабатывается карь-
ером, то вне зависимости от очередности развития открытых и под-
земных добычных работ (но при наличии единого проекта) пред-
ставляющие опасность увлажненные песчано-глинистые породы
могут быть удалены по мере необходимости.
И это обеспечит безопасность как подземных, так и открытых
горных выработок при незначительных дополнительных затратах.
Теперь о несколько специфическом способе ликвидации, ско-
рее — превращении, водного объекта в ординарный монолитный
участок массива пород.
В строительном и горном производстве этот способ более из-
вестен как закрепление слабых, водосодержащих массивов пород.
Применительно к задачам водозащиты горных выработок спо-
соб заключается в том, что через скважины, пробуренные в потен-
циально опасный по прорывам водонасыщенный пласт, под давле-
нием закачивают определенные растворы, которые в процессе гид-
ратации связывают свободную или пленочную воду пласта, спо-
собствуя превращению пород в монолитный массив.
В качестве таких закрепляющих растворов используют це-
ментное молоко, полимерные смолы, жидкое стекло (в совокупно-
сти с воздействием электрического тока) и др.
Защита горных выработок от подрабатываемых водных объек-
тов путем переноса их за пределы горного отвода используется
часто и весьма активно.
Такая мера касается прежде всего таких объектов, как мелкие
и средние реки, ручьи, каналы, хвостохранилища, шламо- и водо-
хранилища и др.
Причем если для безаварийной работы карьера эта мера явля-
ется неизбежной и часто единственно возможной, то подземный
рудник в большинстве случаев может работать и под ними, исполь-
зуя соответствующие системы разработки.
Однако комбинированная схема разработки месторождения
позволяет за счет принятия общих водозащитных решений сущест-
венно улучшить технологию подземной разработки вследствие
применения более производительных и дешевых систем разработки,
а водозащиту карьера совершенствовать путем привлечения техно-
логических и финансовых возможностей подземного рудника и
снижения затрат на её строительство и эксплуатацию.
178
12.4.2. Изоляция водного или защищаемого объекта
Изоляция подрабатываемых водных объектов довольно часто
используется в качестве профилактической меры по защите горных
выработок. Этот способ водозащиты применяется для изоляции
сравнительно небольших по размерам естественных водных объек-
тов, но чаще его используют для изоляции техногенных водных объ-
ектов, например таких, как хвосто- и золохранилища, гидроотвалы,
затопленные открытые или подземные горные выработки.
Техногенные водные объекты на поверхности должны быть
расположены за пределами зоны сдвижения с разрывом сплошно-
сти подрабатываемых пород. Следовательно, их местоположение
должно определяться с учетом (или в составе) проекта открытой,
подземной или комбинированной разработки месторождения.
Если к моменту составления проекта на отработку месторож-
дения такие водные объекты уже существовали, то их следует вы-
нести за проектные границы зоны сдвижения пород.
И в том, и другом случае техногенный водный объект на зем-
ной поверхности должен проектироваться и сооружаться с более
высокой надежностью, если предполагается его подработка.
Технические решения по снижению прорывоопасности на-
мывных водных объектов в указанных условиях должны обеспечи-
вать надежность этих сооружений N = 1 - R (где R — степень рис-
ка) не менее 0,98—0,99 при обычном для них показателе степени
надежности 0,90—0,98.
Таким образом, способ водозащиты горных выработок, осно-
ванный на изоляции техногенных водных объектов, оказывается
достаточно эффективным при использовании современных высо-
ких технологий.
Для указанных ранее намывных гидротехнических сооруже-
ний — это создание прочного долгосрочного гидроизоляционного
основания с использованием геотекстиля, которое укладывается на
естественные или намывные песчано-глинистые породы.
Геотекстильное полотно — синтетическое нетканое полотно,
изготовленное из волокон полимеров. Обладает прочностью, водо-
проницаемостью, но непроницаемо для заданной фракции мине-
ральных частиц. Способствует повышению устойчивости намыв-
ных сооружений (ограждающих дамб, например) за счет увеличе-
ния сопротивления сдвигу складируемых пород, а также равномер-
ного распределения напряжений в дамбе.
179
Рис. 12.9. Принципиальная схема консервации (ликвидации) карьера «Мир» с во-
доотведением через водосбросные скважины и закрытый карьерный водоотлив [38]:
1 — рудное тело; 2 — прибортовые целики, планируемые к погашению на заключительном
этапе доработки карьера; 3 — многолетнемерзлые породы; 4 — метегеро-ичерский водонос-
ный комплекс; 5 — S-й коллектор водоносного комплекса; б — неразмываемый водоупор
(гипс-ангвдриты, долериты); 7 — соленосные породы чарской свиты; 8 — статический уро-
вень подземных вод; 9 — карьер на конец отработки в проектных границах; 10 — депресси-
онная воронка; 11 — дренажная «подушка»; 12 — противосуффозионный экран; 13 — гли-
нистый экран; 14 — водоподъемная скважина с погружным насосом; 75 — водоотливная
штольня; 16 — зона разрыва напоров; 17 — водосбросные скважины: 18 — зумпф, запол
пенный щебнем
Способ изоляции техногенного водного объекта используется
при мокрой консервации отработанных карьеров, если по каким-
либо причинам последующая подземная отработка месторождения
целесообразна без использования карьерного пространства.
В зависимости от сочетания таких гидрогеологических и гор-
но-технических параметров, как глубина карьера, местоположение
и мощность водоносных комплексов, отметок гидростатических
уровней подземных вод применяют различные схемы и технологии
гидроизоляции карьера.
Например, фирмой НОВОТЭК (г. Белгород) для гидроизоляции
отработанного карьера «МИР» (Якутия) предложена следующая схема.
Условия объекта (рис. 12.9): глубина карьера — 525 м; отметка
почвы метегеро-ичерского водоносного комплекса — 500—510 м;
мощность водоносного комплекса — 200 м; статический уровень
вод над кровлей подземного комплекса — 200 м.
Карьер предложено поставить на мокрую консервацию, соз-
дав предварительно изолирующий экран путем засыпки нижней
его части.
180
Насыпной массив — слоистая конструкция толщиной около
100 м, представленная в верхней части глинистым экраном, в ниж-
ней — дренажной «подушкой» из вскрышных скальных пород.
На уровне дна карьера проводят водоотливную штольню, к ко-
торой примыкает сооруженный в карьере железобетонный водо-
приемный фильтрующий портал. Из штольни бурят в карьер водо-
сбросные скважины для сбора и перепуска воды с поверхности
глинистого экрана и скважины (или стволы) на земную поверх-
ность для выдачи воды из штольни.
Изоляцию водного объекта от горных выработок можно осу-
ществить и посредством оставления водонепроницаемого барьер-
ного целика. Этот способ используется довольно часто вследствие
простоты в инженерном отношении: требуется лишь определить
мощность изолирующего барьерного целика по геомеханическому
и гидростатическому факторам.
Недостатком этого решения являются потери полезного иско-
паемого в целике, а также пространственный и временной разрывы
в развитии фронта отработки залежи.
Иллюстрацией такого технического решения может служить
принятая схема комбинированной разработки алмазоносной трубки
«Интернациональная».
Здесь верхняя часть месторождения отработана карьером, ко-
торый после окончания горных работ был затоплен.
Нижняя часть залежи вскрыта по самостоятельной схеме для
подземной отработки. Очистные работы здесь ведут слоевой сис-
темой разработки с твердеющей закладкой под защитой 200-
метрового барьерного рудного целика (рис. 12.10).
Поскольку изоляция водных объектов как естественных, так и
техногенных — пассивный способ водозащиты горных выработок,
т.е. не влияющий на физико-химическое состояние и объем изоли-
руемого объекта, то последующая его подработка должна выпол-
няться горными технологиями, не приводящими к увеличению во-
допроницаемости естественного или искусственного массива меж-
ду ним и действующими горными выработками.
Распространена ситуация, когда месторождение повторно от-
рабатывается комбинированным открыто-подземным способом ли-
бо одним из них в отдельности.
181
Рис. 12.10. Схема вскрытия алмазной трубки «Интернациональная» подземными
выработками:
1 — карьер; 2 — рудное тело; 3 — водоносный горизонт; 4 — закладочный уклон; 5 — отка-
точный каершлаг; 6 — вентиляционный квершлаг; 7 — спиральный съезд
Гидрогеологическая проблема, характерная для этой ситуации,
состоит в том, что горные выработки первичной отработки, как
правило, затопляют. Если такое состояние существенно не ослож-
няет повторную разработку месторождения, то стремятся изолиро-
вать затопленные старые горные выработки, т.к. это в большинстве
случаев оказывается более эффективным и с технологической, и с
экономической точки зрения.
В подобных условиях для изоляции техногенных водных объек-
тов чаще всего оставляют барьерные целики и сооружают в капиталь-
ных и подготовительных выработках водонепроницаемые перемычки.
В отличие от изложенного способ водозащиты посредством
изоляции горного объекта используется реже. Объясняется это ог-
раниченными возможностями способа, который реализуется пре-
имущественно созданием одного из двух типов сооружений: бар-
ражных водонепроницаемых завес и противофильтрационных ог-
раждений (завес).
Первая разновидность водозащитных сооружений применяется
при наличии сравнительно неглубоко залегающих (до 30—40 м)
водоносных пород.
182
Такие завесы сооружаются проходкой вертикальных щелей
шириной 0,3—0,5 м специальными самоходными устройствами —
барражными машинами и бурением сплошного ряда скважин. Об-
разованную щель заполняют глиной или цементным раствором.
Водонепроницаемые завесы используют в карьерах при про-
ходке и эксплуатации главных въездных или разрезных траншей и
других объектов. Широкое распространение они получили в строи-
тельстве под названием «стена в грунте».
Противофильтрационная завеса (ПФЗ) — это сооружение,
функциональное назначение и конструкция которого аналогичны
рассмотреным ранее. Разница в том, что такое ограждение соору-
жается на значительной глубине от поверхности и защищает (изо-
лирует) горный объект от подземного водного потока определен-
ного пласта.
Устройство и технологию сооружения ПФЗ можно рассмот-
реть на примере алмазоносного месторождения «Мир» (Якутия).
Рис. 12.11. Совмещенные план отработанного карьера «Мир» и горизонтальное
сечение противофильтрациониой завесы (показано штриховкой)
183
Месторождение разрабатывается комбинированным, последо-
вательно открыто-подземным способом (рис. 12.11). Верхняя часть
до глубины 525 м отработана карьером, нижняя — намечается к
разработке подземным способом.
В интервале глубин 300—500 м имеется метегеро-ичерский
водоносный комплекс, осложняющий безопасное ведение работ и в
карьере, и в руднике.
Было принято решение о сооружении противофильтрационной
завесы для защиты открытых и подземных горных выработок от воды.
Для этого с уступа карьера (абс. отметка +235 м) были пробу-
рены вертикальные скважины глубиной по 425 м по всему пери-
метру уступа. Расстояние между центрами скважин 30—40 м. В
скважины под давлением был подан песчано-цементный раствор,
который через отверстия в обсадной колонне поступал в водонос-
ные породы и, закрепляя их, образовывал цилиндрическую зону,
непроницаемую для воды (см. рис. 12.11).
Закрепленные зоны замыкались на такие же от смежных скважин
и по замыслу должны были образовать вокруг объекта цилиндриче-
скую сплошную водонепроницаемую завесу со средней толщиной 40 м.
Однако вследствие искривления при бурении вертикальных там-
понажных скважин, а также из-за определенной анизотропии прони-
цаемости пород водоносного комплекса фактическая толщина завесы
составила 25—50 м, и сплошной непроницаемой она не получилась.
Через оставшиеся в завесе «окна» вода проникала в карьер.
Начальный дебит воды из обводненных пород снизился на 50—40 %
(с 2000 до 1200 м3/ч).
12.4.3. Осушение подрабатываемого водного объекта
Массивы любых пород содержат свободную (гравитационную)
и поровую воду, т.е. обводнены, одни в большей, другие в меньшей
степени. При ведении горных работ вода попадает в горные выра-
ботки и затрудняет работу людей и механизмов.
Однако в определенных геологических условиях подземные
воды концентрируются в пористых горных породах в больших ко-
личествах и доставляют не только неудобство в процессе отработ-
ки, но становятся опасным для жизни людей, угрожают нарушени-
ем нормальной деятельности предприятия.
Если предотвратить эту угрозу ни одним из описанных ранее
способов невозможно, то возникает необходимость удаления воды
из зоны влияния горных работ.
184
Осушение или дренаж — это отбор воды из подземных обвод-
ненных массивов пород, который осуществляется для снижения на-
поров или уровней водоносных горизонтов, что позволяет умень-
шить притоки в горные выработки, изменить напряженное состоя-
ние массивов пород, предотвратить затопление (в том числе, внезап-
ное) горных выработок из подрабатываемых водных объектов.
По времени проведения различают предварительное и текущее
осушение месторождения.
Предварительное осушение карьерного или шахтного полей
производится на этапе строительства предприятия за 1—3 года до
начала эксплуатации. В этом периоде осуществляется ликвидация
или перемещение подрабатываемых водных объектов, их изоляция,
снижение напоров подземных вод.
Текущее осушение выполняется в период эксплуатации с це-
лью поддержания достигнутых уровней подземных вод или про-
должения дальнейшего их снижения.
По способам выполнения различают поверхностное и подзем-
ное осушение. Вместе с тем, если исключить приповерхностную
толщу пород, то при современных глубинах открытой и подземной
разработки, а особенно в связи со всё большим развитием комби-
нированной разработки месторождений уместнее говорить о ком-
плексных способах осушения.
При этом дренажные работы обеспечиваются следующим на-
бором применяемых средств: водопонижающие скважины, обору-
дованные глубинными насосами; подземные дренажные выработки;
сквозные и забивные фильтры из открытых и подземных горных
выработок; иглофильтровые установки и комплексы; прибортовой
дренаж; канавы и колодцы.
Последние три из перечисленных средств обеспечения дрена-
жа свойственны в большей мере открытым горным работам.
В этом качестве они используются и при комбинированной
разработке, не оказывая заметного влияния на водозащиту подзем-
ных выработок, т.к. и в карьере выполняют вспомогательную роль
на этапе его строительства.
Основная нагрузка при осушении месторождения, разрабаты-
ваемого комбинированным способом, приходится на глубокое во-
допонижение скважинами, пробуренными с поверхности, допол-
няемое подземным дренажным горизонтом со сквозными фильтра-
ми и восстающими дренажными скважинами (рис. 12.12).
185
Рис. 12.12. Схема комбинированного глубокого водопонижения:
А — вертикальные нисходящие водопонизительные скважины, пробуренные с поверхности;
Б — сработка начального статического уровня нисходящими скважинами; В — осушение
остаточных запасов воды восходящими скважинами; 1 — водоносный пласт; 2 — статиче-
ский уровень подземных вод; 3 — скважины; 4 — депрессионные воронки; 5 — уровень
подземных вод после сработки нисходящими скважинами; 6 — восходящие скважины; 7 —
остаточный уровень подземных вод; 8 — дренажный горизонт
Отмеченная ранее комплексность способов осушения место-
рождения при комбинированной разработке проявляется прежде
всего при одновременном открыто-подземном варианте.
Основой для проектирования способа осушения является опи-
санная в разд. 10 единая схема вскрытия и подготовки месторождения.
Изменения гидростатических уровней (напоров) подземного
водоносного пласта при последовательном воздействии поверхно-
стных и подземных дренажных устройств показаны на рис. 12.12.
Видно, что формируется осушенная зона, параметры которой за-
висят от гидрогеологических условий и водно-физических свойств
обводненных пород, с одной стороны, и от формы, схемы и частоты
расположения дренажных устройств (дрен), — с другой.
Развитие такой схемы осушения во времени зависит, как пра-
вило, от принятой разновидности комбинированной разработки (см.
разд. 3) и соответствующей этому схемы вскрытия и подготовки
месторождения (подразд. 10.2).
Соответственно при различных схемах вскрытия и подготовки
месторождения применяют разные варианты изображенных на рис.
12.12 систем осушения:
• единовременные (при строительстве всего предприятия или
открытой и подземной его частей);
• скользящие (сооружаются по мере развития очистных работ
в той или другой указанных частях).
Содержание системы осушения по приведенной на рис. 12.12
схеме и используемые при её реализации технические средства
дренажа удобно рассмотреть на примере конкретного объекта, на-
пример, упомянутого ранее алмазного месторождения «Мир».
Как уже отмечалось, месторождение вначале до глубины 525 м
(абс. отметка -190 м) отрабатывали открытым способом.
В 2001 году в МГГУ был составлен проект перехода на подзем-
ную разработку нижней части месторождения в варианте примене-
ния систем с обрушением руды и налегающих пород, основы кото-
рого были разработаны в научно-исследовательской работе [30].
В составе этого проекта специалисты ОАО «ГИДЭК» разрабо-
тали систему водозащиты карьера и подземного рудника, приве-
денную далее.
Система водозащиты подземного рудника включает в себя закон-
турный дренаж, состоящий из внешнего и внутреннего контуров, кото-
рые обеспечивают перехват основного потока подземных вод за конту-
ром карьера и дренаж рудного тела и зоны обрушения (рис. 12.13).
187
Рис. 12.13. Принципиальная схема дренажа трубки «Мир» при переходе на под-
земную разработку
Внешний законтурный дренаж предназначен для возможно
полного перехвата подземных вод на подступах к карьеру, а следо-
вательно, и к кровле подземных очистных забоев и является пер-
вым, но основным этапом водозащиты.
Второй этап водозащиты осуществляется непосредственно из под-
земного рудника и предназначен для отведения остаточных проскоков
подземных вод и атмосферных осадков от зоны очистных работ.
Внутренний подземный дренажный комплекс (ПДК-1-1) со-
оружается по всему периметру между карьером и тампонажной
противофильтрационной завесой (ПФЗ) на расстоянии 20—50 м от
188
места ведения подземных горных работ. Этот ПДК связан квер-
шлагами с шахтными стволами и имеет протяженность по пери-
метру около 2200 м.
Дренаж остаточных запасов подземных вод из водоносного
пласта осуществляется системой наклонно-восстающих скважин
глубиной 100—110 м, сооружаемых из камер ПДК (рис. 12.14).
Эта вода по кольцевому дренажному коллектору поступает в
южный квершлаг и далее по вентиляционному стволу перекачива-
ется на поверхность.
Приведенный на схеме внешний дренажный комплекс, предназна-
ченный для увеличения надежности водозащиты рудника, состоит из
трех элементов: водопонизительных скважин, южной и северной под-
земных дренажных систем, сооружаемых за внешним контуром ПФЗ.
Водопонизительные скважины бурят с земной поверхности на
двух площадках (южной и северной) по восемь на каждой.
Южная и северная подземные дренажные системы ПДС 2-2 и
ПДС 2-1 сооружаются соответственно из южного и северного квер-
шлагов.
Рис. 12.14. Принципиальная схема осушения подземного рудника (внутренний
дренажный комплекс)
189
В отличие от внутреннего подземного дренажного комплекса
нижние подземные дренажные системы представляют не кольце-
вую дрену, а два сегмента, т.к. основные притоки воды к карьерно-
му полю идут с севера и юга.
Внешняя дренажная система может быть сооружена после
строительства внутреннего ПДК и оценки фактических проскоков
через ПФЗ воды в карьер и рудник.
Система дренажа рудного тела и обрушенной горной массы
включает в себя сооружение на стадии подготовки этажа восстаю-
щих скважин из опережающих штреков и ортов.
Скважины бурят на всю высоту этажа и позволяют перепустить во-
ду на нижележащий откаточный горизонт и к вентиляционному стволу.
Такой дренаж рудного тела должен опережать очистные рабо-
ты на один этаж.
Из описания принципиальной схемы комбинированного спо-
соба осушения и ознакомления с примером её применения на кон-
кретном месторождении следует, что решение такой задачи сопря-
жено с определенными техническими трудностями.
Практика показывает, что успешное её решение возможно
только на базе компьютерной модели, формируемой для каждого
конкретного случая.
12.5. УСЛОВИЯ ПОДРАБОТКИ ВОДНЫХ ОБЪЕКТОВ
Прежде чем сформулировать условия, при которых водный
объект может быть подработан, и определить способы ведения
горных работ при этом, необходимо кратко изложить классифика-
цию самих водных объектов.
Всё многообразие водных объектов с точки зрения физико-
механики проникновения воды при их подработке в горные
выработки может быть разделено на три типа (табл. 12.1). При этом
предполагается, что взаимное расположение в пространстве водно-
го объекта и горной выработки не является существенным, т.к. ме-
ханизм проникновения содержимого водного объекта в горные вы-
работки остается принципиально неизменным как при собственно
подработке, так и при надработке.
Заметим, кстати, что для горно-добывающего производства ха-
рактерны случаи как подработки, так и надработки водных объектов.
Поэтому устоявшимся термином «подработка» будем обозначать все
случаи взаимодействия горных выработок с водными объектами.
190
В качестве иллюстрации правомерности такого подхода может
быть рассмотрено решение по определению мощности барьерного
целика между дном карьера и напорным водоносным пластом на
алмазоносном месторождении «Мир» (рис. 12.15).
Задача решалась коллективом сотрудников ВИОГЕМа под ру-
ководством автора в середине 70-х годов прошлого столетия по
просьбе ПО «Якуталмаз» (теперь АК «АЛРОСА»).
Была разработана механико-математическая компьютерная мо-
дель, отражающая геологическую и силовую обстановку на место-
рождении, и построена расчетная схема решения задачи методом
конечных элементов (рис. 12.16).
На основании решения задачи было рекомендовано установить
между дном карьера и кровлей напорного водоносного пласта тол-
щину целика, равную 55 м.
В дальнейшем при ведении горных работ в карьере подтверди-
ли правильность полученных результатов. Так, уменьшение тол-
щины целика до 50 м вызвало раскрытие трещин в массиве пород.
Уменьшение толщины целика до 40 м сопровождалось поступле-
нием воды в карьер и т.д.
Рис. 12.15. Схема отработки месторождения:
1 — фактический контур карьера; 2 — проектный контур; 3 — водоносный горизонт; 4 —
рудное тело: 5 — барьерный целик; 6 — пьезостатический уровень подземных вод
У
300
’Нт
150
1^1 £
----Й ггггггггггггггг *
? Е 2 p=2w\a
поп
900
Рис. 12.16. Схема к расчету мощности барьерного целика между дном карьера и
водоносным пластом:
1 — рудное тело; 2 — водоносный горизонт (размеры приведены в метрах)
191
Более подробно решение задачи приведено в работе [35]. Здесь
же отметим, что разработанная модель была в последующем (в
1997 г.) использована нами с некоторыми корректировками для
решения задачи по воздействию этого подрабатываемого водонос-
ного комплекса на выработки подземного рудника.
Таким образом, одна и та же геомеханическая модель позволи-
ла решить задачи как при надработке, так и при подработке водно-
го объекта.
Комментируя классификацию подрабатываемых водных объек-
тов (см. табл. 12.1), поясним некоторые использованные термины [37].
Истинные водные объекты представляют собой естествен-
ные или искусственно созданные сосредоточения гравитационной
воды, которые при подработке являются или могут являться источ-
никами её внезапных прорывов в горные переработки.
Переходные водные объекты — естественные или искусст-
венно созданные скопления гравитационной воды, которые зале-
гают на легко размываемых водонасыщенных песчано-глинистых
грунтах, содержащих преимущественно пленочную воду. Подра-
ботка таких составных объектов сопровождается или может сопро-
вождаться внезапным прорывом воды с интенсивным выносом
размытых горных пород.
Специфические водные объекты — естественные или искус-
ственно созданные сосредоточения песчано-глинистых отложений,
содержащих преимущественно пленочную воду. При подработке
такие водные объекты являются или могут являться источником
внезапных прорывов в горные выработки увлажненных песчано-
глинистых пород.
Таблица 12.1
Классификация подрабатываемых водных объектов
Тип Класс Вид Водные объекты
Индекс Название Индекс Название Индекс Название
R Истинные R-I Поверх- ностные R-Ia R-Ib Площад- ные Линей- ные Моря, озёра, водохранили- ща, пруды, за- топленные карьеры Реки, каналы, лотки,трубо- проводы
192
Продолжение табл. 12.1
Тип Класс Вид Водные объекты
Индекс Название Индекс Название Индекс Название
R-II Подзем- ные R-IIa R-IIb Площад- ные Линей- ные Водоносные горизонты и комплексы, подземные во- дохранилища Водоносные разломы и зо- ны дробления, затопленные горные выра- ботки, гидро- технические тоннели и штольни
S Переходные S-I S-II Поверх- ностные Подзем- ные S-Ia S-Ib S-Па S-IIb Площад- ные Линей- ные Площад- ные Линей- ные Болота, шла- мохранилища, хвостохрани- лища Сели, ледники Псевдоплы- вунные поро- ды Разломы, зоны дробления, за- полненные во- дой и псевдо- плывунными породами
т Специфиче- ские Т-1 Поверх- ностные T-Ia T-Ib Площад- ные Линей- ные Торфяники, золоотвалы, отвалы песча- но-глинистых пород Оплывины
193
Окончание табл. 12.1
Тип Класс Вид Водные объекты
Индекс Название Индекс Название Индекс Название
Т-П Подзем- ные Т-Па Т-ПЬ Площад- ные Линей- ные Истинные плывуны, во- ронки обру- шения, запол- ненные песча- но-глинисты- ми породами Горные выра- ботки, подверг- нутые противо- пожарному заиливанию
Изучение основных параметров водных объектов позволяет оп-
ределить возможные последствия их подработки подземными гор-
ными работами. Подработка как поверхностных, так и подземных
водных объектов, которые были отнесены к специфическим, как
правило, приводит к прорывам в горные выработки увлажненных
песчано-глинистых пород. Подработка истинных водных объектов
сопровождается внезапными катастрофическими прорывами воды,
затоплением участка ведения горных работ или полностью шахты.
Подработка истинных подземных водных объектов в практике гор-
ного дела — обычное явление для всех месторождений, располо-
женных ниже уровня подземных вод. В результате подработки во-
доносных горизонтов формируются притоки подземных вод в гор-
ные выработки; при подработке высокопроницаемых водоносных
горизонтов, комплексов, зон трещиноватости, расход которых обес-
печен питанием, возможны осложнения при ведении горных работ
(увеличение общешахтных водопритоков, интенсификация водопро-
явлений на отдельных участках, внезапные прорывы подземных вод,
вторичное обводнение ранее осушенных руд и т.д.). Подработка та-
ких водных объектов, как трубопроводы, незатампонированные во-
допонижающие, наблюдательные, геолого-разведочные и другие
скважины может привести к интенсификации водопроявлений в
горных выработках и осложнениям при ведении горных работ.
Подработка переходных водных объектов сопровождается
внезапными прорывами воды с интенсивным выносом размытого
твёрдого материала.
194
Конечно, указанные последствия подработки тех или иных
водных объектов представляют весьма упрощённую схему, так как
в реальных условиях подработка водного объекта может ослож-
няться и другими факторами, возможна подработка нескольких
водных объектов, относящихся к разным классам или типам.
Далее рассмотрим и проанализируем месторождения полезных
ископаемых по условиям подработки водных объектов, т.е. клас-
сифицируем их по указанному признаку.
Основная цель классификации месторождений полезных иско-
паемых по условиям подработки водных объектов состоит в том,
чтобы установить иерархическую структуру изучаемой проблемы,
сделать ее обозримой.
При выделении таксонов (систематических единиц любого ран-
га при классификации) предъявляются жёсткие требования к клас-
сификационным признакам и тем самым определяется объём исход-
ных данных, который должен быть получен в процессе исследова-
ний на той или иной ступени, заданной иерархической структурой
классификации. Следовательно, классификация определённым обра-
зом управляет процессом исследования, так как каждому уровню
классификации соответствует строго определённый объём знаний о
месторождении, водном объекте и тех горно-геологических процес-
сах, которые сопровождают разработку месторождения. И, наконец,
одна из основных задач заключается в том, чтобы классификация в
качестве практического выхода давала возможность обосновать ус-
ловия безопасной подземной разработки рудных месторождений под
водными объектами.
Для рудных месторождений классификация, основанная на
учёте комплекса признаков, удовлетворяющая достижению по-
ставленной цели и решению указанных задач, построена следую-
щим образом (рис. 12.17).
В качестве наиболее крупной таксонометрической единицы
принята типовая схема подработки водных объектов. В основу вы-
деления типовых схем положен тип подрабатываемых водных объ-
ектов. В соответствии с рассмотренной ранее классификацией вод-
ных объектов выделяют истинные, переходные и специфические.
Однако при разработке месторождений полезных ископаемых под-
земным способом возможна подработка объектов не только одного,
а двух или даже трёх типов. Следовательно, по типам подрабаты-
ваемых водных объектов могут быть выделены четыре схемы, ко-
торые для удобства пользования обозначены индексами R, S, Т, U.
195
Расчетные схемы
Рис. 12.17. Классификация месторождений полезных ископаемых по условиям
подработки водных объектов
По типовой схеме R при разработке месторождений полезных
ископаемых происходит подработка истинных водных объектов.
Используя только ту информацию, которая формально содержится
в классификационных признаках, можно сделать заключение о
горно-геологических явлениях, которые будут сопровождать раз-
работку месторождения. В частности, для рассматриваемой типо-
вой схемы возможны внезапные прорывы воды в горные выработ-
ки, вторичное обводнение подготовленных к выемке руд, повыше-
ние влажности добытой руды выше установленных (нормативных)
значений, интенсификация водопроявлений на отдельных добыч-
ных участках.
196
Типовая схема S отражает условия подработки переходных
водных объектов. Разработка месторождений полезных ископае-
мых в этом случае будет сопровождаться внезапными прорывами в
горные выработки псевдоплывунных пород или воды с интенсив-
ным выносом размытых горных пород.
Все случаи подработки специфических водных объектов объе-
динены типовой схемой Т. Подработка специфических водных
объектов сопровождается внезапными прорывами в горные выра-
ботки истинных плывунов, увлажненных глин и песчано-глинис-
тых грунтов.
И, наконец, четвёртая типовая схема U представляет возмож-
ность подработки на одном месторождении полезных ископаемых
разных типов водных объектов. Последняя типовая схема является,
пожалуй, наиболее характерной. В рассматриваемом случае при
ведении горных работ возникают осложнения, которые определя-
ются типами подрабатываемых водных объектов. Например, при
подработке истинного и специфического водных объектов могут
наблюдаться как прорывы воды, вторичное обводнение подготов-
ленных к выемке руд, повышение влажности добытой руды, интен-
сификация водопроявлений на отдельных участках, так и внезап-
ные прорывы плывунных песков, увлажненных глин или песчано-
глинистых пород.
Таким образом, определив тип подрабатываемого водного
объекта, можно установить те осложнения, которые будут сопро-
вождать производство добычных работ.
Типовая схема обладает достаточной степенью общности, объ-
единяя обширный круг месторождений полезных ископаемых.
Общность типовой схемы характеризуется тем, что она выражает
только основные закономерности формирования горно-геологичес-
ких явлений, которые сопровождают подземные горные работы
при подработке водных объектов. Однако именно вследствие своей
общности она представляет интерес.
Таксономической единицей более низкого порядка, чем типовая
схема, является принципиальная схема подработки водных объектов.
Основным признаком, по которому выделяют принципиальные схе-
мы, является класс подрабатываемого водного объекта. Всего в со-
ответствии с классификацией подрабатываемых водных объектов
выделяется шесть классов, однако принципиальных схем будет 12,
197
так как необходимо отразить возможность одновременной подра-
ботки как поверхностных, так и подземных водных объектов, а так-
же все случаи, когда на месторождениях полезных ископаемых под-
рабатываются несколько типов водных объектов. Так же, как и для
типовых схем, вводится индексация принципиальных схем подра-
ботки водных объектов (см. рис. 12.17). Сведение реальной ситуации
к одной из принципиальных схем подработки водных объектов по-
зволяет определить условия применения систем подземной разра-
ботки месторождений полезных ископаемых (табл. 12.2).
Таблица 12.2
Рекомендации по выбору систем подземной разработки
рудных месторождений под водными объектами
Условия разработки (принципиальные схемы) Условия ведения горных работ под водными объектами Дополнительные ус- ловия Рекомендуемые сис- темы разработки
Под истинным по- верхностным вод- ным объектом (К-1, K-III, C/-I, I/-III) нг<н„ — С обрушением руды и вмещающих по- род С поддержанием выработанного пространства
Под переходным поверхностным водным объектом (5-1. S-Ш) НГ>Н^ Н.<Н^ — С обрушением руды и вмещающих по- род С поддержанием выработанного пространства
Под специфиче- ским поверхност- ным водным объ- ектом (Г-1, Г-Ш) 1 а: а: а: Л VI VI аГ а? а? < L или wcp > nL /кр > L или %, > nL С обрушением руды и вмещающих по- род С поддержанием выработанного пространства
Под истинным под- земным водным объектом (К-П, (/-II) Соотношения ме- жду Нг и Язвг не нормируются Необходимая сте- пень осушения достигается Необходимая сте- пень осушения не достигается С обрушением ру- ды и вмещающих пород С поддержанием выработанного пространства
198
Окончание табл. 12.2
Условия разработки (принципиальные схемы) Условия ведения горных работ под водными объектами Дополнительные ус- ловия Рекомендуемые сис- темы разработки
Под переходным подземным вод- ным объектом (S-П) й й й 1Л 1Л V Й Й Й & а » Необходимая сте- пень осушения достигается Необходимая сте- пень осушения не достигается С обрушением руды и вмещающих по- род С поддержанием выработанного про- странства
Под специфиче- ским подземным водным объектом (Г-П) « я « й й й Л VI VI Й Й й з 5~" 3 s~" fl V fl Л V Г— V Г- 1 1 s s С обрушением руды и вмещающих по- род С поддержанием выработанного про- странства
Примечание. В табл, приняты следующие обозначения (рис. 12.18): Нг -— расстояние от выработанного пространства до водного объекта перпендикулярно пластованию, м; Н-&О — соответственно высота зоны водопроводящих трещин, зоны блокового сдвига пород и зоны беспорядочного обрушения, м; /,т — расчетная предельная глубина продви- жения песчано-глинистых грунтов в обрушенных скальных породах, м; L — мощность ру- допородной подушки, м; тср — средняя мощность пород, опасных по прорывам в горные выработки, м; и — пористость рудопородной подушки (см. рис. 12.8).
Таким образом, использование классификации месторождений по-
лезных ископаемых по условиям подработки водных объектов уже на
уровне принципиальных схем позволяет выбрать в основных чертах
возможные системы подземной разработки рудных месторождений.
Прогнозирующая способность достигается тем, что в принципиальных
схемах предусмотрены не только классификационные признаки (класс
подрабатываемых водных объектов), но и достаточно полное знание о
горно-геологических условиях месторождений полезных ископаемых.
Принципиальные схемы закрепляют определенные соотношения меж-
ду линейными размерами, характеризующими пространственное рас-
положение водного объекта, месторождения, зон геомеханического
преобразования горного массива. Кроме того, для подземных истинных
и переходных водных объектов в качестве основного условия выступает
такое емкое понятие, как достижение необходимой степени их осушения,
199
Рис. 12.18. Схема развития зон деформирования подработанных массивов:
1 — отработанный (обрушенный) блок; 2 — подземный истинный водный объект; 3 — зона
беспорядочного обрушения пород; 4 — граница зоны блоковых сдвигов пород; 5—6 — гра-
ница зоны водопроводящих трещин в развитии; 7 — водоупорные породы; 8 — суглинки
а для специфических водных объектов устанавливаются соотношения
между мощностью рудопородной подушки, ее пористостью, критиче-
ской глубиной проникновения опасных по прорывам грунтов в обру-
шенные скальные породы и их мощностью.
Предложенная классификация позволяет легко вникнуть в
суть проблемы, представить все многообразие связей, проявляю-
щихся между водными объектами и месторождениями полезных
ископаемых в процессе хозяйственной деятельности человека,
выявить специфические задачи, возникающие на той или иной
стадии классификации, а также имеет определенный практиче-
ский выход. Однако в классификации не отражена возможность (а
в сложных случаях это необходимо) многовариантных оценок
схем вскрытия и систем разработки месторождений. Классифика-
ция, предъявляя определенные требования к объему и составу
информации, необходимой для выделения таксонов и разработки
практических рекомендаций, тем самым управляет процессом ис-
следований подрабатываемых водных объектов и месторождений
полезных ископаемых.
Дальнейшее развитие этой проблемы с приведением типовых
схем подработки различных классов водных объектов, математиче-
ских моделей поведения их в различных ситуациях и другие детали
изложены в работе [35].
200
12.6. Диверсификация водозащитной системы
Комбинированная разработка рудных месторождений, как уже
отмечалось в первой части учебника, открывает широкие возмож-
ности диверсификации производства.
Одним из эффективных решений в этом направлении может
быть диверсификация водозащитной системы для попутной выра-
ботки электроэнергии*.
Когда в совместном для карьера и рудника вертикальном раз-
резе месторождения имеется напорный водоносный пласт с боль-
шим дебитом воды, сооружают водозащитный комплекс. Чаще все-
го с поверхности бурят по внешнему контуру совмещенных карь-
ерного и шахтного полей систему вертикальных водопонижающих
скважин (рис. 12.9).
Рис. 12.19. Дренажная гидроаккумулирующая электростанция (ДГАЭС):
1 — водоносный пласт; 2 — дренажная скважина; 3 — дренажный горизонт; 4 — верхний
водный бассейн; 5 — водоспуск; 6 — гидротурбина и электрогенератор; 7 — нижний бас-
сейн; 8 — насосная станция; 9 — труба для выдачи воды на поверхность
Реализация этой идеи привлекательна не только с точки зрения получения
предприятием дополнительного дохода, но важна и с позиции возникающей
в недалеком будущем необходимости поиска альтернативных источников
энергии, особенно для отдаленных от этих источников регионов.
201
В зависимости от заданной мощности станции по выработке
электроэнергии определяют расход и мощность водного потока,
подаваемого на гидротурбины 6. Исходя из этих условий часть
дренажных скважин бурят и оборудуют в виде сквозных фильтров.
Вода из них на дренажном горизонте 3 поступает в промежуточ-
ную накопительную емкость 4, из которой подается в гидрогене-
раторы.
После этого использованная вода по шахтному водоотливу
выдается на поверхность.
Если водоприток из водоносного пласта превышает необходи-
мый для работы ДГАЭС объем воды, то её излишек направляется
прямо на водоотлив дренажной системы.
Можно добавить, что в определенных условиях в качестве нижнего
бассейна целесообразно использовать отработанные подземные каме-
ры, оборудовав их соответствующим образом: соорудить водонепрони-
цаемые перемычки, обеспечить гидроизоляцию используемых очист-
ных камер, оборудовать водоподающие и водосливные каналы и т.д.
Система характеризуется высокой степенью управляемости, т.к.
объемы дренируемой при водозащите объекта воды могут быть ис-
пользованы на производство заданного количества электроэнергии.
Для этого достаточно откорректировать в ней три узла: емкость
верхнего бассейна в дренажной кольцевой выработке, гидроэнерге-
тическую часть и емкость пристволового водоотливного комплекса.
Заметим, что рассмотренный вариант получения электроэнер-
гии не требует серьезных дополнительных капитальных затрат, ко-
торые не идут ни в какое сравнение с экономической эффективно-
стью от получения значительной по объему дополнительной деше-
вой электроэнергии.
13. ОСОБЕННОСТИ ТЕХНОЛОГИЙ ОТКРЫТЫХ
ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Комбинированная разработка обеспечивает выполнение трех
основных задач освоения месторождения: наибольшая полнота из-
влечения запасов руд из недр; экологическая совместимость горно-
го производства с окружающей природной и социальной средой,
безопасность горных работ.
202
Вместе с тем, если решение двух первых из них в любом слу-
чае оказывается наилучшим в сравнении с другими технологиями и
исходит это из самой идеи комбинированной разработки, то со-
блюдение третьего условия (наибольшая безопасность горных ра-
бот) не является однозначным во всех случаях.
Однако все это происходит на фоне экономически более целе-
сообразного производства в варианте комбинированной разработки.
Отмеченные особенности характерны как для всего комплекса
этой схемы разработки, так и для составляющих его технологий.
В соответствии с изложенными в разд. 3 критериями комбини-
рованной разработки горные выработки карьера и подземного руд-
ника пространственно располагаются в зонах геомеханического
влияния каждого из них.
Если в выбранном направлении i размер карьера равен /о„ а
размер подземной выработки — /ш-, то согласно существующим
предположениям наибольшие размеры соответствующих зон гео-
механического влияния в массиве пород будут соответственно
= 6/О(- и /1И. = 6/„..
Следовательно, по упрощенной схеме горно-технические со-
оружения в массиве горных пород, расположенные в направлении
i между карьерной выемкой и подземной выработкой в зоне ши-
риной LKp. < Loi + , находятся в поле совместного их геомехани-
ческого влияния.
Отсюда следует также, что размер указанной зоны зависит от
степени совмещения открытых и подземных горных работ в про-
странстве, т.е. от величины коэффициента Кпр, который изменяет-
ся в пределах 1 < Кпр < 2.
При совместной разработке месторождения, т.е. одновременно
карьером и подземным рудником, размер этой зоны зависит и от
величины коэффициента Kt, который может изменяться в преде-
лах 0 < Kt < 1.
Этими пределами очерчиваются пространственные и вре-
менные границы взаимодействия открытых и подземных техноло-
гий при комбинированной разработке.
В предыдущих разделах мы подробно рассмотрели ряд про-
цессов и операций открытых горных работ, на которые влияют
подземные разработки. Были также количественно оценены
результаты такого взаимодействия.
203
Среди рассмотренных такие, как определение соотношений
запасов карьера и рудника; выбор производственной мощности
карьера; технико-экономическая оценка вариантов комбинирован-
ной разработки; схемы совместного вскрытия запасов карьера и
рудника; обоснование концепции единого проекта комбинирован-
ной разработки месторождения; управление запасами и качеством
добываемых руд при комбинированной разработке месторождения;
особенности состояния атмосферы карьерного пространства с уче-
том аэродинамической связи с подземными работами; водозащита
комплекса открыто-подземных выработок и другие.
Из приведенного перечня следует, что решение большей части
задач открытой технологии общесистемного уровня, а также уровня
общепроизводственной подсистемы и части задач уровня локальной
подсистемы (см. рис. 7.2) в предыдущих разделах рассмотрено.
В настоящем разделе требуется рассмотреть остальную часть
задач уровня локальной подсистемы, содержащую особенности
технологических процессов и операций в карьере, которые выпол-
няются в зоне влияния подземных разработок.
Особенности процессов открытых технологий при комбиниро-
ванной схеме горных работ во многом определяются применяемы-
ми в подземном руднике системами разработки. Рассмотрим это
положение подробнее.
13.1. Технологии открытой разработки в условиях
ПОДЗЕМНЫХ РАБОТ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ И ПОРОД
Системы подземной разработки с обрушением руды и вме-
щающих пород являются более предпочтительными при освоении
мощных залежей руд с относительно невысоким содержанием по-
лезных компонентов.
Вместе с тем эти системы создают и наибольшие осложнения для
производственных процессов и безопасности персонала в карьере.
13.1.1. Открытые горные работы в зоне деформаций
и обрушения массивов пород
Еще в работах [12,40], а затем в учебнике [35] мы отмечали, что
при комбинированной разработке месторождения следует минимизи-
ровать негативное взаимное влияние технологий открытых и подзем-
ных работ. Например, с точки зрения устойчивости откосов уступов и
бортов карьера в целом целесообразно организовать горные работы
204
таким образом, чтобы подвигание фронта очистных подземных работ
от массива к откосу карьера было генеральным его направлением.
Это условие, справедливое в любом случае, особенно важно
при системах подземной разработки с обрушением руды и пород.
Соблюдение его оказало решающее влияние на успешную отработ-
ку уступов карьера «Угольный ручей» в зоне обрушения от под-
земной разработки пологонаклонного рудного тела мощностью
15—30 м (рис. 13.1) на месторождении Норильск-1.
Здесь развитие зоны обрушения фиксировали глубинными ре-
перами, расположенными в скважинах, которые пробурили с усту-
пов карьера.
Наблюдения показали, что и в процессе развития зоны обрушения в
массиве пород, и после выхода ее на поверхность существенных де-
формаций борта карьера не отмечалось. Наклон борта карьера при этом
не превышал 20—22° по сравнению с 35—40° по предельному контуру.
В Криворожском бассейне подземный рудник им. Коминтерна
полностью подрабатывает один из бортов карьера ЦГОК.
Рудное тело, разрабатываемое подземным способом, располо-
жено по отношению к карьеру так, что при опускании фронта очи-
стных работ в зону обрушения последовательно попадают участки
борта карьера, начиная с верхней кромки (рис. 13.2).
На карьере стремятся организовать отработку уступов таким
образом, чтобы к моменту обрушения участок борта был оформлен
до предельных границ. За распространением зоны обрушения и по-
ведением бортов карьера осуществляют постоянное наблюдение на
специальных станциях, где используют методы непосредствен-
ных и косвенных измерений и наблюдений.
Рис. 13.1. Разрез по месторождению Норильск-1:
/ — зона обрушения; 2 — барьерный целик: 3 — положение границ обрушения в разные пе-
риоды; 4 и 5 — соответственно проектный и фактический контур карьера; 6 и 7 — соответст-
венно направление ведения открытых и подземных горных работ
205
Рис. 13.2. Схема подработки карьера ЦГОК горными работами шахты «Октябрьская»
Первая группа включает в себя такие методы, как маркшейдер-
ские измерения и определение изменения пространственных коор-
динат точек заблаговременно созданной сети (используются марк-
шейдерско-геодезические приборы и методы, дальномерные изме-
рения, спутниковые съемки); наблюдения за развитием систем
трещин на уступах карьеров. Эти наблюдения позволяют фиксиро-
вать и отслеживать динамику проявлений деформации подработан-
ной толщи массива пород уже на уступах карьера.
Динамику деформирования подра-
ботанных пород во времени и в прост-
ранстве массива пород можно наблю-
дать с помощью косвенных, чаще все-
го — геофизических методов. Все они
основаны на том, что определенные
физические свойства горных пород
зависят от их плотности и трещино-
ватости. Периодически измеряя такие
показатели, как скорость распростра-
Рис. 13.3. Консольное зависание пород на Зыря-
новском месторождении
206
нения акустических волн, плотность массива, элекгросопротивле-
ние, магнитные свойства, радиометрические параметры и т.д.,
можно по изменению параметров указанных физических свойств
установить положение границы развивающейся зоны обрушения
(или другой зоны) в массиве пород.
В качестве примера прогнозирования динамики развития зоны
обрушения поверхности на борту карьера путем обламывания кон-
сольных зависаний пород рассмотрим наблюдения за развитием
трещин разрыва.
Консольное зависание пород, показанное на фотографии (рис.
13.3), схематически можно представить в виде консольной плиты
или балки переменного поперечного сечения (рис. 13.4).
Разрушение консолей происходит ступенчато, в виде террас
обрушения шириной 5—45 м и длиной, соответствующей размерам
провала на поверхности (рис. 13.5). Такой характер разрушения
консолей является результатом превышения напряжений растяже-
ния его предельного значения, дающего начало трещинообразова-
нию. Наблюдения за развитием трещин разрывов в консольных за-
висаниях, выполненные на Зыряновском месторождении, помогают
проследить этот процесс в динамике. Из графика (рис. 13.6) можно
видеть, что трещины (по ширине) вначале развиваются достаточно
медленно, затем скорость развития резко увеличивается и, наконец,
происходит разрушение (отрыв) консоли по этой трещине.
Рис. 13.4. Схема к расчету критической длины консоли:
Л и /1Л — наименьшая и текущая толщина; Р — угол наклона нижней поверхности; х — теку-
щая длина; — равнодействующая изгибающей нагрузки и расстояние её приложения; q„ —
интенсивность распределенной нагрузки; — наибольшее напряжение растяжения
207
Рис. 13.5. Выход консольного обрушения пород висячего бока на поверхность
(Зыряновское месторождение)
Аналогичный характер разрушения консольного зависания по-
род имеет место и на других рудных месторождениях (Кривбасса,
Рудного Алтая, Центрального Казахстана и др.).
Наблюдения в натурных условиях показывают, что обрушение
консольных зависаний пород после выхода зоны обрушения на по-
верхность в виде террас происходит не внезапно, а в течение опре-
деленного интервала времени, большую часть которого занимает
стадия спокойного развития.
Проводя систематические наблюдения за развитием обруше-
ния (в частности, за раскрытием трещин разрыва, окаймляющих
зону обрушения), на любом месторождении можно прогнозировать
не только продолжительность каждого этапа развития обрушения
консолей, но и линейные параметры, и зависимость их от парамет-
ров очистных работ.
Часто, особенно при совмещении открытых и подземных работ,
необходимо оценить устойчивость консольного зависания пород.
С этой целью можно воспользоваться результатами описанных
наблюдений, а в первом приближении — расчетными методами
строительной механики, приведенными в работе [35].
Отмечено, что зона обрушения в процессе развития может ста-
билизироваться, т.е. своды разгрузки приходят в состояние статиче-
ского равновесия. Причины этого могут быть различными: встреча с
породой — мостом в слоистых массивах; наличие участка монолит-
ных, более прочных пород; изменение силовой обстановки и др.
208
Рис. 13.6. Развитие трещин разрыва во времени (Зыряновское месторождение)
В результате этого развитие зоны обрушения прекращается, а
если выпуск руды продолжается, то под образовавшимся зависани-
ем пород образуются большие пустоты. Такое состояние весьма
опасно, так как в любой момент статическое равновесие может на-
рушиться (например, в результате воздействия массовых взрывов в
соседнем блоке или в карьере), что вызовет внезапное обрушение
больших масс пород. При этом образуется мощная воздушная вол-
на, которая может привести к авариям в очистных и подготови-
тельных выработках.
С другой стороны, если зависание образовалось недалеко от
поверхности, внезапное обрушение пород может привести к мгно-
венному выходу воронки обрушения на поверхность или образова-
нию провала на уступах карьера.
До выхода зоны обрушения на поверхность контроль за разви-
тием свода обрушения целесообразно выполнять геофизическими
методами.
Геофизические измерения при контроле за развитием пустот
могут быть дополнены наблюдениями за состоянием массива с по-
мощью поверхностной станции, станции глубинных реперов, на-
блюдениями из подземных выработок (за перемещениями реперов,
инструментальная дальномерная съемка пустот, звукометрические
наблюдения) и т.д.
209
Предпочтительна схема, когда зона обрушения (или воронка
обрушения) развивается вверх равномерно до выхода на земную
поверхность (уступы карьера).
Когда образуются зависания пород, причем на значительных
площадях, необходимо принимать соответствующие меры по их
ликвидации.
На руднике им. XXII съезда КПСС Зыряновского комбината
образовалось зависание на площади более 10 тыс. м2. При этом
толщина зависшего массива (до поверхности) была от 30 до 70 м. В
таком состоянии зависание просуществовало около года. Когда
убедились, что обнажение может простоять еще неопределенное
время, а его самообрушение может произойти в неподходящий мо-
мент, был выполнен специальный комплекс буровзрывных работ
по посадке потолочины.
Важнейшими технологическими операциями в карьере, харак-
терными для одновременной или последовательной подземно-
открытой разработки месторождения, являются разведка подзем-
ных горных выработок в бортах и под дном карьера, погашение
обнаруженных подземных пустот, отработка горных пород в окре-
стности подземных выработок.
По поводу последней из перечисленных заметим, что при от-
крытой разработке месторождения технологии отработки как руды,
так и пустых пород в данном случае практически не отличаются.
В состав первой, разведочной группы указанных работ входят
обнаружение подземных пустот, определение их местоположения,
формы и размеров, установление динамики их развития.
Первая задача решается в несколько этапов. Прежде всего
тщательно изучается вся имеющаяся графическая документация.
Особенно важно это при схеме последовательной подземно-откры-
той разработки.
Затем оценивается достоверность информации на момент рас-
смотрения, в том числе возможность изменения параметров под-
земных пустот за истекшее после съемок время в рассматриваемых
горно-геологических и геомеханических условиях.
С учетом результатов такого анализа проводят геофизические
исследования участков массива с подземными пустотами. Такие
работы выполняют непосредственно в зонах развития открытых
горных разработок, имея целью уточнение первоначальной инфор-
мации о пустотах.
210
Наконец, когда уступы карьера приближаются к подземным
горным выработкам на расстояния, равные двух-трехкратным раз-
мерам предохранительных целиков, производят окончательную
корректировку пространственного положения и размеров пустот
методом бурения разведочных скважин с уступов карьеров. Эти
скважины бурят от лежачего бока залежи к висячему по сетке,
обеспечивающей надежное определение параметров пустот, на-
пример, 5x5 м для рудных залежей средней мощности или больше
в других случаях.
При приближении уступов карьера к подземным выработкам
целесообразно разведочные скважины использовать для погашения
пустот посредством взрывания или закладки.
13.1.2. Погашение подземных пустот из карьера
Погашение пустот в бортах и под дном карьера — операция,
требующая, помимо надежных исходных данных, еще и удовле-
творительного научного обоснования и достаточного опыта испол-
нителей.
При применении для подземной разработки систем с обруше-
нием руд и пород, а также камерно-целиковых систем пустоты из
карьера погашают, как правило, буровзрывным методом.
Этот метод наиболее распространен вследствие сравнительно
небольших затрат и оперативности выполнения работ.
Буровзрывной способ чаще используется для погашения пус-
тот, попадающих в выемочный контур карьера.
Специфическими условиями погашения пустот в этом случае
являются следующие:
• работа людей и механизмов непосредственно в зоне пустот
или в зоне их погашения;
• включение зон погашения пустот в последующем в рудные
добычные участки;
• сравнительно непродолжительный интервал времени между
моментом погашения пустот и началом горных работ в этой
зоне (от нескольких дней до нескольких месяцев).
На рис. 13.7. показаны некоторые, часто используемые схемы
погашения пустот из карьера, техника и технология которых в на-
учно-технической литературе изложена довольно подробно.
211
Рис. 13.7. Примерные схемы располо-
жения скважинных зарядов при пога-
шении пустот взрыванием из карьера
потолочин камер комплектами верти-
кальных (а) и горизонтальных (б) сква-
жин; погашение вертикальных вырабо-
ток (в); W — линия наименьшего со-
противления
Изложенные ранее требования к результатам погашения пус-
тот предусматривают при погашении их в выемочном контуре
карьера получение нормальной рабочей площадки. Это обеспечи-
вается при следующем соотношении участвующих параметров:
Н=—^—, (13.1)
где Н — толщина целика над пустотой высотой 1гк; Кр!пр — коэф-
фициент разрыхления взрываемых пород.
Выполнение условия (13.1) обеспечивает полное заполнение
подземной пустоты и получение над местом взрыва ровной пло-
щадки.
К основным недостаткам этого способа могут быть отнесены:
• отсутствие гарантии в погашении пустот, а следовательно, и
гарантии безопасности работ в зоне погашения;
• потеря контроля за состоянием и развитием пустот;
• сложности в увязке операций по погашению пустот и очист-
ных работ на участке погашения;
• существенное (в отдельных случаях — полное) разрушение
смежных междукамерных и межпанельных целиков при по-
садке потолочины камеры;
212
• значительное снижение производительности труда горнора-
бочих и производительности механизмов при работе в зоне
обрушения пустот;
• необходимость осуществления мер по снижению сейсмиче-
ского воздействия взрывов при погашении пустот на целики
и уступы;
• осложнения при сооружении транспортных коммуникаций
(особенно капитальных) через зоны обрушения или с учетом
зон обрушения. Увеличение эксплуатационных транспорт-
ных расходов в связи с обрушением пород;
• необходимость организации сложной системы контроля за
состоянием массивов необрушенных и обрушенных пород,
за состоянием междукамерных целиков, камер;
• омертвление больших сумм оборотных средств при значи-
тельном опережении погашения пустот и др.
Комментируя изложенные положения, можно отметить сле-
дующее.
Как известно, буровзрывное разрушение горных пород пред-
ставляет собой весьма сложный и трудноуправляемый процесс. Ре-
зультаты этого способа разрушения пород (отбойки, обрушения и
пр.) зависят от множества факторов, большинство которых заданы
и неизменяемы (структурная раздробленность массива пород, ани-
зотропия его прочностных и упругих характеристик и др.). Рас-
сматриваемые условия с этой точки зрения еще более осложнены
конфигурацией обнажений массива, условиями работы зарядов ВВ.
Все это приводит к тому, что в настоящее время невозможно осу-
ществить расчет массы заряда, расположения его в обрушаемом
массиве пород потолочины и целиков, которые позволили бы га-
рантировать полное и равномерное заполнение имевшихся и обра-
зуемых пустот обрушенной массой. Иначе говоря, не исключается
большая вероятность того, что останутся значительные объемы
пустот непогашенными. А для создания аварийной ситуации для
работающих людей и механизмов в карьере достаточно в зоне по-
гашения иметь остаточные пустоты даже сравнительно небольших
размеров, например шириной порядка 2,5—3 м.
Другая характерная особенность ситуации, создающейся в зо-
не погашения пустот взрывным способом и являющейся в извест-
ной мере следствием предыдущего, это практически полная потеря
контроля над состоянием и развитием пустот.
213
После взрывного обрушения потолочины или целиков известная
ранее геометрическая обстановка коренным образом меняется. Теперь
можно лишь приближенно указать возможное местоположение ос-
новной пустоты (главным образом, благодаря тому, что оно было из-
вестно до взрыва). Что касается контуров пустоты, формы, размеров и
развития ее во времени (что весьма важно!), то эти параметры на ос-
нове имеющихся методов и аппаратуры практически установить не-
возможно. Следовательно, эта задача пока не решается технически не-
зависимо от времени и средств, затрачиваемых на нее.
Последнее обстоятельсгво имеет большое значение для разра-
ботки и осуществления мер безопасного ведения горных работ в
зоне взрывного погашения пустот, поскольку практически невоз-
можно разработать эти меры безопасности, не имея указанных све-
дений о пустотах.
13.1.3. Буровзрывные работы на уступах карьеров
При комбинированной разработке месторождения, когда от-
крытые горные работы ведут в массивах, деформированных под-
земными разработками, бурение скважин производят с определен-
ными затруднениями.
Деформированное состояние массивов пород проявляется в
потере сплошности различной степени: от беспорядочного обру-
шения, сопровождающегося полной потерей связей между отдель-
ными кусками, до плавных прогибов слоев с небольшим раскрыти-
ем естественных трещин.
В любом случае в таких массивах бурение скважин затрудняется.
В свежеобрушенном массиве пород бурение скважин практически не-
возможно. Однако по прошествии некоторого времени (несколько ме-
сяцев, лет) после заполнения пустот между глыбами пород вторичным
материалом (разрушение кусков под давлением, заполнение песчано-
глинистым материалом и другие причины) бурение скважин в зоне
обрушения возможно, но с определенными трудностями.
Во всех остальных зонах деформирования подработанного
массива (см. разд. 7.1 в [35]) бурение скважин возможно.
Практика комбинированной разработки показывает, что буре-
ние скважин с уступов карьера в указанных подработанных масси-
вах пород станками ударно-вращательного действия неэффективно
в связи с заклиниванием бурового инструмента и невысоким каче-
ством пробуренных скважин.
214
Этим условиям в большей мере соответствуют станки враща-
тельного действия (например, шарошечные).
Современные буровые станки для открытых горных разрабо-
ток позволяют бурить скважины под различными углами наклона
(от 0 до 90°).
Расчет величины заряда как при производстве взрывных работ
на уступах в целике, так и при погашении пустот выполняют по
общеизвестным формулам рыхления
Q = qWaHy, (13.2)
или
Q = qabHy, (13.3)
где q — удельный расход ВВ, кг/м3 (как правило, в скальных поро-
дах qcp =0,4...0,5 кг/м3); W — линия наименьшего сопротивления
пород по подошве уступа или контура пустоты (см. рис. 13.7), м; а
— расстояние между скважинами в ряду, м; b — расстояние между
рядами скважин, м; Ну — длина погашающих скважин без учета
величины перебура.
При разбуривании потолочин пустот погашающие скважины
недобуривают до кровли пустот на 1—1,5 м. Если скважина вышла в
пустоту, в нижней части делается забойка (пробка) высотой 1,5—2 м.
Взрывание скважин для погашения пустот производится по
короткозамедленной схеме.
При ведении горных работ в карьере производят массовые
взрывы с использованием больших количеств взрывчатых веществ.
Вследствие каждого из них в массиве горных пород возникает и
распространяется мощная упругая волна сжатия, которая, достиг-
нув подземных выработок, вызывает отраженную волну и соответ-
ствующие напряжения разрушения ор и осдв.
Это явление получило название сейсмического воздействия
массовых взрывов. В результате такого воздействия могут возник-
нуть весьма серьезные, даже катастрофические разрушения горных
выработок и сооружений.
Масштабы и последствия сейсмического воздействия взрывов
зависят в основном от двух факторов: массы одновременно взры-
ваемого заряда Q и расстояния от точки наблюдений до эпицентра
взрыва г.
215
Существует множество предложений по аналитическому оп-
ределению связи указанных параметров и количественных показа-
телей воздействия взрыва на объект.
Однако при проектировании и в производственной практике
получили распространение эмпирические зависимости, выведен-
ные на основе результатов производственных наблюдений.
Например, специалистами ВНИМИ получены зависимости вида
г = 3,3^6 — для вывалов размером более 0,5 м, (13.4)
г = 5,5^Q — для вывалов размером до 0,5 м, (13.5)
где г — радиус условно безопасного сейсмического влияния массо-
вых взрывов, м; Q — масса заряда, м.
Приведенные зависимости получены для условий комбиниро-
ванной разработки Никитовского ртутного месторождения.
Здесь в качестве критерия вредного воздействия массовых
взрывов принято разрушение стенок подземной выработки с выва-
лом куска породы определенного размера (0,5 м).
При производстве открытых горных работ над непогашенны-
ми подземными пустотами важным становится обеспечение безо-
пасности их ведения.
В связи с этим возникает задача определения состояния пото-
лочного целика над пустотой.
Первоначально безопасную толщину потолочины можно оце-
нить аналитическими методами, приведенными в разд. 5 и 9 рабо-
ты [35).
При приближении рабочих площадок карьера на расстояние,
равное двухкратной расчетной толщине потолочины, определяют
фактическую толщину целика посредством бурения контрольных
скважин с уступов карьера.
С этого момента и до погашения пустоты проводится монито-
ринг состояния пород и толщины целика каким-либо геофизиче-
ским методом, например, звукометрическим.
Сущность этого метода основана на способности горных по-
род издавать шум (потрескивание) по мере развития деформаций и
разрушения в них.
Если в массиве горных пород (в скважине) разместить датчики
измерения звуков (геофоны), то можно зафиксировать микрораз-
рушения и последующие макроразрушения пород.
216
Характер и частота появления звуков позволяют оценить сте-
пень разрушения пород в динамике. Это видно из рис. 13.8, где со-
вмещены графики деформаций е и звуковой активности (количест-
во импульсов в минуту и) при различных нагрузках о.
Графики, аналогичные изображенным на рис. 13.8, называют
также тарировочными.
13.1.4. Оценка технологического влияния подземного рудника
на важнейшие производственные процессы в карьере*
По определению В.А. Щелканова [6], под технологическими
особенностями открытых работ при комбинированной разработ-
ке понимается специфическое выполнение определенных произ-
водственных процессов.
Как отмечалось ранее, эта специфика влияет на эксплуатаци-
онные затраты и в целом на себестоимость добычи руды в карьере.
При этом изменение себестоимости зависит как от степени, так и
от времени указанного влияния.
Следовательно, коэффициент эффективности технологической
взаимосвязи по каждому рассмотренному производственному про-
цессу необходимо определять с учетом:
• удельного веса затрат этого z'-ro процесса в общекарьерной
себестоимости 1 т руды
Кс1=^; (13.6)
Раздел написан с использованием материалов проф. В.А. Щелканова.
217
• коэффициента изменения затрат на выполнение данного
процесса при комбинированной разработке
Кс2 = С°‘~С°‘-; (13.7)
• продолжительности воздействия комбинированной разработ-
ки на данный процесс
Кс3=^, (13.8)
to
где Со1 и С'о1 — соответственно удельные затраты на данный z-й
процесс в себестоимости при выполнении его обычным (при неза-
висимой разработке) способом и с учетом изменения при комбини-
рованной разработке; Со — себестоимость добычи 1 т руды откры-
тым способом; Кс3 — аналог Kz коэффициента времени совмеще-
ния открытых и подземных разработок на месторождении.
Тогда влияние z-й технологической особенности устанавлива-
ется по выражению
В соответствии с определением и содержанием коэффициент
Кс1 может изменяться от 0,01 до 1,0; Кс2 — от 0,1 до 0,6; Кс3 — от
0,1 до 1,0.
Поскольку технологические особенности могут вызывать как
позитивное, так и негативное влияние, коэффициент Кс2 может
быть положительным и отрицательным, а общий коэффициент K'mi
иметь значения и меньше единицы (0,5—0,99), и больше единицы
(1,01—1,5).
Таким образом, общее технологическое влияние комбиниро-
ванной разработки по изменению z-ro процесса на удельные экс-
плуатационные затраты открытой добычи руды определяется в об-
щем виде по формуле
С=сл™-. (13.Ю)
218
13.1.5. Особенности транспортирования горной массы в карьере*
В том случае, когда подземные горные работы в бортах и под
дном карьера проводят с обрушением руды и налегающих пород,
от распространенных схем транспорта горной массы в карьере
приходится отказываться.
Вследствие периодического появления или постоянного при-
сутствия в чаше карьера воронок или зон обрушения становится
невозможным сооружение спиральных, спирально-петлевых или
других протяженных постоянных транспортных коммуникаций.
Следовательно, требуются другие решения по схемам транс-
порта горной массы, отвечающие условиям открыто-подземной
разработки и соответствующие логистическим принципам**.
С другой стороны, исследования специалистов по открытой
разработке рудных месторождений показывают, что широко рас-
пространенные схемы, базирующиеся на преимущественном при-
менении экскаваторно-автомобильных комплексов, в современных
условиях сдерживают дальнейшее развитие производства.
Некоторые варианты путей решения проблемы мы обозначили
в разд. 8 и 10. Приведенные в них схемы транспорта горной массы
ориентированы на одновременную открыто-подземную (совмест-
ную) комбинированную разработку месторождения.
Как было отмечено, транспортные коммуникации и перераба-
тывающее рудную массу оборудование карьера представлены как
органическая часть единой системы открыто-подземного комплекса.
При этом было отмечено, что использование подземных гор-
ных выработок приводит к изменению направления и длины внут-
рикарьерного транспортирования, что может повлечь корректиров-
ку не только схемы перемещения горной массы, но и параметров
карьера и объемов вскрыши.
Поэтому внимание было сконцентрировано на максимальном и
эффективном использовании для перемещения руды, добытой в карь-
ере, подземных коммуникаций, которые в любом случае должны со-
оружаться, т.е. целевая функция оптимизации записывается в виде
Ко+£(^+Э’р)д —>min, (13.11)
В написании раздела участвовали В.И. Супрун и С.А. Радченко.
Логистика — теория и практика управления товарно-материальными
ценностями и их потоками.
219
где Ко — начальные капитальные затраты на строительство и обо-
рудование транспортно-перерабатывающего открыто-подземного
комплекса, руб; К — удельные текущие капитальные затраты на
поддержание мощности транспортно-перерабатывающего ком-
плекса, руб/т; Э,1р — удельные эксплуатационные затраты на
транспортирование и первичную переработку добытой рудной мас-
сы, руб/т; А, — годовая производительность предприятия, т.
Одним из условий соблюдения этого неравенства является ми-
нимизация перемещений рудной массы внутри карьера. Реализации
этой цели служит схема вскрытия месторождения, приведенная,
например, на рис. 8.4.
При комбинированной разработке, когда открытая часть вводит-
ся в эксплуатацию раньше и когда транспортно-перерабатывающие
комплексы подземной части развиты не в полной мере, идеи, изло-
женные в разд. 10, могут быть реализованы в несколько иных формах.
Принципиальные положения, принятые ранее, сохраняются и
здесь: максимально разгрузить карьерное пространство от грузопо-
токов; трассировку транспортных и иных коммуникаций сделать
более гибкой и приспосабливаемой к возникающим опасным уча-
сткам (зоны воронок, обрушения и др.).
С учетом отмеченного, на указанных стадиях комбинирован-
ной разработки транспорт рудной массы из карьера целесообразно
формировать на основе крутонаклонных конвейеров (КНК) и мо-
бильных дробильно-перегрузочных установок (МДПУ).
На рис. 13.9 показана одна из возможных схем транспортиро-
вания руды из карьера в динамике вскрытия месторождения при
комбинированной разработке.
Рис. 13.9. Принципиальная схема формирования потоков рудной массы карьера:
1 — проектный контур карьера; 2 — горизон т, до которого карьер работает самостоятельно;
3 — крутонаклонный конвейер (КНК)
220
Рис. 13.10. Мобильный дробильно-перегрузочный узел
Здесь сплошными линиями обозначены транспортные комму-
никации рудных потоков карьера на первой стадии освоения ме-
сторождения, т.е. до ввода в строй подземного рудника и его ком-
муникаций (штриховые линии).
Таким образом, транспортно-перерабатывающая система карь-
ера, действующего в составе комбинированного (открыто-подзем-
ного) производства, формируется и функционирует следующим
образом.
До ввода в эксплуатацию подземной части предприятия отби-
тая на уступе руда экскаваторами (например, ЭКГ-12,5) грузится в
автосамосвалы и доставляется к участковым МДПУ (мобильным
дробильно-перегрузочным установкам).
На рис. 13.10 показан возможный вариант МДПУ на базе дро-
бильно-сортировочной установки BR300J японской фирмы «Кома-
цу» (Komatsu).
Прошедшая первичную переработку дробленая рудная масса
по концентрационному горизонту (2 на рис. 13.9) доставляется ав-
тосамосвалами или погрузо-доставочными машинами (ПДМ) к
бункеру стационарной дробилки (следующая стадия дробления)
или к бункеру крутонаклонного конвейера (КНК) и выдается на
поверхность.
Выбор местоположения (высотной отметки) концентрацион-
ного горизонта производится путем известных оптимизационных
решений. Например, в работе [48] предлагается местоположение
концентрационного горизонта выбирать из условия минимизации
общих транспортных расходов 3'^'":
221
добщ _ j-МДПУ £./-МДПУ j + (у j-КНК . ^.j-KHK j +
j=l
+(4i’aBT •C£BBr)]->min, (13.12)
где j — порядковый номер (отметка) уступа от 1 до т\ у^~мдпу —
объем транспортируемой горной массы через МДПУ с j-ro уступа;
^ч-мдпу — удельные затраты транспортирования горной массы по
схеме: автосамосвал + МДПУ с j-ro уступа; у^-кнк — объем транс-
портируемой горной массы через КНК с j-ro уступа; С^кт —
удельные затраты на транспортирование горной массы по схеме ав-
тосамосвал + КНК с j-ro уступа; V^aBT — объем транспортируемой
горной массы автотранспортом с j-ro уступа на поверхность; С^авт —
удельные затраты на транспортирование горной массы автосамосва-
лами с j-ro уступа на поверхность.
В приведенной схеме руда с уступов карьера к конвейеру
(КНК) подается по участковым съездам, восстающим и т.д.
Рудная масса, добываемая на самых верхних уступах до глу-
бины 50—70 м, выдается на поверхность в автосамосвалах (глуби-
на определяется технико-экономическим расчетом).
После введения в строй подземной части предприятия руда
может частично выдаваться также через КНК, но все более возрас-
тающие с глубиной её объемы будут транспортироваться через
системы рудоспусков и подземных горизонтальных выработок по
схемам, описанным в разд. 8 и 10.
Особой эффективностью в этих условиях обладает погрузодо-
ставочная техника. Например, современные мощные ковшовые
погрузчики развивают производительность свыше 2500—3000
т/смену при расстоянии транспортирования до рудоспуска 200—
300 м (рис. 13.11).
На рис. 13.12. показан момент разгрузки руды, доставленной
одноковшовым фронтальным колесным погрузчиком к передвиж-
ной дробильной установке фирмы «Крупп» (Krupp).
Следует заметить, то именно на фирме «Крупп» были изготов-
лены первые мобильные дробильные установки для карьеров.
222
Рис. 13.11. Общий вид колесного ковшового погрузчика WA-800-2 фирмы
Komatsu
Фирма производит технологический ряд мобильных и полумо-
бильных дробильных установок производительностью 40—10000
тонн в час.
Для комбинированной разработки весьма привлекательны цик-
лично-поточные схемы: ковшовый погрузчик или экскаватор —
мобильная дробильная установка — передвижные и стационарные
транспортеры, доставляющие рудную массу до бункеров крутона-
клонных конвейеров или вертикальных рудоспусков.
Возможный вариант такой схемы показан на рис. 13.13.
Рис. 13.12. Разгрузка горной массы фронтальным ковшовым погрузчиком в бун-
кер мобильной дробильной установки
223
ф погрузочно-разгрузочный
механизм
(2) мобильная дробильная
установка
® самоходная вагонетка
(4) передвижной ленточный
транспортёр
(5) стационарный ленточный
транспортёр
Такая система - погрузочно-
разгрузочный механизм,
мобильная дробильная
установка, передвижной и
стационарный транспортёры -
позволяет сэкономить до 50%
производственных расходов.
Рис. 13.13. Пример непрерывной циклично-поточной технологии от забоя до
рудоспуска
Описанная схема транспортирования рудной массы в карьере
приведена как пример решения этой проблемы в условиях выхода
в карьерное поле воронок и зон обрушения пород от подземных
разработок.
Заметим, что важнейшие идеи и положения этой схемы при-
емлемы (и эффективны) и при любом способе подземной разра-
ботки, в том числе при системах с закладкой выработанного
пространства или при системах с открытым очистным простран-
ством.
224
13.2. Открытые горные работы в зоне влияния
ПОДЗЕМНЫХ РАЗРАБОТОК С ЗАКЛАДКОЙ
При комбинированной разработке рудных месторождений за-
кладка выработанного подземными разработками пространства
производится с двоякой целью: 1) для обеспечения более полного
извлечения полезного ископаемого подземным способом и 2) для
обеспечения безопасности текущей подземной и последующей от-
крытой разработки.
Во втором случае термином «безопасность» объединены за-
дачи сохранения жизни и здоровья людей и сохранности машин
и механизмов в подземных и открытых горных выработках, а
также обеспечения функциональной пригодности подрабаты-
ваемых горно-технических и иных сооружений (уступов и отко-
сов бортов карьеров, подземных и поверхностных зданий и ком-
муникаций и т.п.).
В зависимости от взаимного положения и ориентировки от-
крытых и подземных горных выработок последние закладываются
(заполняются) различными материалами: сухой сыпучей массой,
гидравлической смесью (дробленые твердые частицы с водой),
твердеющей смесью.
Если мы имеем дело с комбинированной разработкой место-
рождения, осуществляемой по единому проекту, который преду-
сматривает подземные разработки системами с закладкой вырабо-
танного пространства, то рекомендуется для обеспечения безопас-
ности работ в карьере закладывать твердеющей смесью:
• камеры, пересекающие проектный предельный контур карь-
ера и расчетную линию потенциального обрушения откоса
борта карьера;
• камеры, в зоне влияния которых находятся стационарные
сооружения и установки (порталы капитальных штолен и
наклонных подъемников, дробильные установки и др.).
Материал для закладки остальных подземных очистных камер
устанавливают проектом по технологическим соображениям, т.е.
камеры могут быть заложены сыпучим сухим, гидравлическим ма-
териалами или их комбинацией с твердеющей смесью.
225
В том случае, когда месторождение (или его часть) в пределах
проектных границ карьерного поля предварительно отрабатыва-
лось подземным способом с закладкой очистных камер или с ос-
тавлением их непогашенными, основной работой, предшествую-
щей вскрытию новых горизонтов карьера, должна быть разведка
подземных пустот, как это было, например, на Андреевском карье-
ре в Лениногорске и карьере Зыряновского комбината (рис. 13.14 и
13.15).
Рис. 13.14. Совместная разработка Зыряновского месторождения (разрез по
простиранию):
1 — отработанные камеры; 2 — контур карьера; 3 — камеры, отрабатываемые в бортах карьера
Рис. 13.15. Совместная разработка месторождения на Лениногорском полиме-
таллическом комбинате:
1 — контур Тишинского карьера; 2 — стволы шахт; 3 — насосная камера; 4 — основное
рудное тело; 5 — наносы
226
Методика и техника таких работ аналогична описаным в разд.
13.1.1 и 13.1.2.
После того как определены местоположение, объем и форма
подземной пустоты, устанавливают степень её заполненности, вид
материала и плотность заложенной массы.
Если недозаложенность камеры по высоте более 1 м, прини-
мают меры по закладке пустот из карьера через скважины увели-
ченного диаметра или специально пройденные породоспуски.
В зависимости от положения камеры относительно карьера и
вида материала первичной закладки её дозакладывают теми же ма-
териалами или в соответствии с изложенными ранее принципами.
Если к моменту подхода уступов карьера камеры практически
пусты и по упомянутым принципам они подлежат закладке сыпу-
чим материалом, то из карьера их целесообразно заполнять дроб-
леной рудной массой.
При последующем взрывании с уступов междукамерных цели-
ков это дает возможность уменьшить (или избежать совсем) на
участке эксплуатационное разубоживание добываемой руды.
Вопросы управления потерями и разубоживанием руды при до-
быче её открытым способом на участках расположения камер с сухой
породной или гидравлической закладкой являются проблемными.
Основная сложность заключается в обеспечении селективной
выемки взорванной рудной массы и сыпучей закладки камер.
На рис. 13.16 можно видеть, что закладка камер высотой 20—
50 м на Зыряновском месторождении представлена массивами от-
битой пустой породы объемами до 40 тыс.м3. Такие камеры пере-
секают 4—5 уступов карьера.
Валовая отработка междукамерных целиков в этих условиях
приводила к потерям руды 10—14 % и разубоживанию до 30—40 %
и более.
С использованием опыта, технологий и оборудования закла-
дочных работ на подземном руднике была разработана и успешно
применялась на уступах карьера схема раздельной выемки руды и
закладки, заключающаяся в следующем.
Отработку междукамерных целиков производят, располагая
бровки уступов параллельно осям камер.
С верхнего уступа карьера, разведав толщину потолочного це-
лика, бурят тампонажные скважины на расстоянии 2,5—3,0 м от
границы целика (рис. 13.17) до почвы камеры.
227
Рис. 13.16. Разрез вкрест простирания Зыряновского месторождения:
1 — контур карьера: 2 — отработанная и незаложенная камера; 3 — заложенные камеры (сухой породой)
SIC
2
3
5
А-А
4
»-/0—
Рис. 13.17. Схема отработки целиков:
1 — сухая закладка; 2 — зона упрочнения сыпучей закладки; 3 — тампонажные скважины;
4 — рудный целик; 5 — взрывные скважины
В скважины подается под давлением песчано-цементный рас-
твор, который омоноличивает массив закладки толщиной 5—6 м, а
также заполняет пустоты в кровле камеры.
Частично закрепив таким образом массивы закладки камер на оп-
ределенном участке, отрабатывают в плановом порядке потолочный
уступ, расположенный выше кровли камер, обнажая верх закладки.
На границе участка отбивают и убирают руду до контура первой
камеры. С помощью экскаватора (или взрывания) разрушают затам-
понированную, а затем и сыпучую части закладки первой камеры.
Отгрузив породную массу, разбуривают, взрывают и убирают
рудный целик. Цикл закончен.
После этого вновь разрушают сцементированную часть (стен-
ку) следующей камеры и т.д.
Наблюдения показали, что при такой схеме отработки уступов
с заложенными камерами потери снизились до 2—4 %, разубожи-
вание — до 3—4 %.
Экономические расчеты показали, что дополнительная при-
быль, обусловленная существенным повышением качества извле-
чения руды, превосходит дополнительные эксплуатационные за-
траты, которые, согласно обзору материалов производства, в зави-
симости от конкретных условий колеблются от 1 до 20 % себе-
стоимости руды Со.
Следовательно, коэффициент технологического взаимодейст-
вия по этому фактору согласно (13.9) Ктвс =1,01...1,2.
229
13.3. Геометрические и технологические параметры
КАРЬЕРА ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
К основным геометрическим параметрам карьера относят дли-
ну, ширину и глубину, которые зависят главным образом от усло-
вий залегания месторождения и вида применяемого транспорта.
Угол погашения откоса борта карьера во многом зависит от
углов откосов уступов, количества, расположения и параметров
транспортных берм и берм безопасности.
Несколько раньше мы показали, что совместное вскрытие
карьерного и шахтного полей позволяет существенно сократить за-
траты на транспортирование рудной массы в карьере (см., напри-
мер, разд. 13.1.4).
Мы показали, что при комбинированной разработке месторо-
ждения лишь в верхней части карьера может оказаться целесооб-
разной с технологической точки зрения самостоятельная схема
транспорта горной массы.
С определенной глубины осуществляется переход к схеме с
использованием подземных выработок, а транспортные бермы
карьера на предельном контуре становятся лишь вспомогательны
ми путями.
Однако такие изменения в доставке рудной массы приводят к
уменьшению ширины и вообще количества транспортных берм и к
увеличению угла погашения откоса борта карьера с соответствую-
щим снижением объемов вскрыши.
Решая эту задачу (рис. 13.18), проф. В.А. Щелканов получил сле-
дующую формулу для расчета угла погашения откоса борта карьера
(по технологическому фактору):
• угол погашения откоса борта
карьера при раздельном фор-
мировании транспортных и
предохранительных берм:
Рис. 13.18. Схема к расчету углов погаше-
ния карьера по технологическим условиям:
1 — бермы безопасности; 2 — транспортные бер-
мы; 3 — совмещенные бермы; АОВ — разность
объемов вскрыши при переходе на новый вид
транспорта; ДЯ — глубина карьера, с которой
осуществляется переход на новый вид транспорта
230
н.
tg«6 = 7---V----------------
^--1 Б6 + т6Б + Н dga,
h„
(13.13)
где hyUUy — соответственно высота и угол заоткоски уступа на
предельном контуре; Б5 — ширина предохранительной бермы, ус-
танавливаемая Едиными правилами безопасности; /иб — число
транспортных берм на расчетном участке борта в интервале высо-
ты Но, Бт— ширина транспортной бермы, принимаемая по нормам
технологического проектирования (например, для автомобильного
транспорта при двухпутном движении Б? = 12 м, при однопутном
движении Бт = 5 м);
• угол погашения откоса борта карьера при совмещении тран-
спортных берм с бермами безопасности или при отсутствии
транспортных берм:
tg< = , (13.14)
£т (Н} - йу) + /7,ftyctgay
где Б'х — ширина транспортной бермы, совмещенной с предохра-
нительной бермой, т.е. Б' = Б6.
Входящие в эти формулы величины определяются следующим
образом: число транспортных берм на борту протяженностью Но
при спиральном съезде
т = (13.15)
*\р
где 5ср — средний шаг подъема (расстояние между витками спи-
рали по вертикали)
^=271^, (13.16)
здесь i — уклон транспортной бермы (для автомобильного транс-
порта принимается 8%); /?ср — средний радиус кривизны контура
карьера в пределах высоты Но, определяемый по формуле
Р. +Р
n -mm-------max., (13,17)
/1 тг
231
где /<„ и Pmax — периметр карьера по нижней и верхней его части
в пределах Но соответственно.
С другой стороны, зависимость между и Ртах можно запи-
сать в виде
= Р^+2пНос1ёа, (13.18)
где а — средний угол погашения откоса борта в интервале Но.
При совместном вскрытии карьера и подземного рудника чис-
ло транспортных берм в интервале глубины Н\ может быть сведено
к минимуму или от них можно вообще отказаться. Вследствие это-
го угол погашения откоса борта карьера на участке Нi существенно
увеличится до величины, определяемой по формуле (13.14), а объ-
емы вскрыши по расчетам проф. В.А. Щелканова могут быть сни-
жены на величину
ДУ =y[smax -SL , (13.19)
где Smax и 5^ — площади карьера по верху и на глубине Нх соот-
ветственно при обычных схемах вскрытия; S^ax и S'lin — то же при
совмещении берм транспортных и безопасности.
Тогда эксплуатационные затраты на 1 т руды в связи с умень-
шением объема вскрыши по указанному фактору составят
ДУС
Со.п=^, (13.20)
где tK — период совместной работы карьера и рудника; Св — себе-
стоимость 1 м3 вскрыши.
Прикидочные расчеты по фиксированным значениям величин,
входящих в формулу (13.20), показывают, что коэффициент технологи-
ческого взаимодействия по рассматриваемой технологической особен-
ности согласно зависимости (13.9) будет иметь следующие значения:
А-твп=0,65...0,985.
Следовательно, С'п по формуле (13.10)
С„=СЛтеп=(0,65...0,98)Со.
232
13.4. Использование и размещение вскрышных пород
Особенности открытых работ в этой части при комбинирован-
ной разработке месторождения и специфичны, и ординарны одно-
временно.
Специфичность их состоит в том, что при комбинированной
разработке формируются наиболее благоприятные предпосылки
для максимального использования и размещения в выработанном
открыто-подземном пространстве вскрышных пород.
Ординарность заключается в совместном применении уже из-
вестных технологических решений (например, по отвалообразова-
нию). Но такой, казалось бы, простой прием дает новый технико-
экономический эффект.
Неиспользуемые для дальнейшей переработки вскрышные по-
роды размещаются в отвалах. Характерным для комбинированной
разработки является использование для складирования вскрышных
пород зон обрушения от подземных разработок. Такая технология
отвалообразования позволяет решать сразу две проблемы: 1) осво-
бождение площадей на земной поверхности, отводимых для со-
оружения отвалов; 2) засыпка зоны обрушения для изоляции под-
земных горных выработок от подсосов в системе вентиляции руд-
ника и от поступления подземных вод и атмосферных осадков.
Отвалообразование в зоне обрушения подземного рудника су-
щественно сокращает эксплуатационные затраты при ведении от-
крытых горных работ в составе комбинированной разработки.
Это достигается за счет сокращения расстояния транспортиро-
вания пород вскрыши (до 3—5 раз), исключения затрат на рекуль-
тивацию отвалов, уменьшения сроков вскрыши и др.
Значимость этой составляющей взаимодействия открытых и под-
земных технологий становится понятнее, если учесть, что речь идет о
десятках миллионов кубических метров вскрышных пород, разме-
щаемых в зоне обрушения. К примеру, на Зыряновском комбинате —
около 10 млн м3, на ЦГОКе в Кривбассе — более 40 млн м3.
Особенность комбинированной разработки заключается также
в возможности широкого развития внутреннего отвалообразования.
В наибольшей мере это относится к схемам транспортирования
горной массы, в основе которых заложены идеи, рассмотренные в
разд. 13.1.4.
233
Рис. 13.19. Отсыпка отвалов с сохранением транспортных связей между карьером и
подземным рудником [51]
Вследствие гибкости этих схем можно отстроить фронт подви-
гания уступов карьера таким образом, что значительное их число
(особенно в верхней части) будет поставлено в постоянные конту-
ры в сравнительно короткие сроки. А это является основным усло-
вием формирования внутренних отвалов.
В рассмотренных вариантах затраты на транспортирование
пород вскрыши, как показывают опыт предприятий и выполненные
расчеты [6], сокращаются на 30—60 % в зависимости от конкрет-
ных условий.
При комбинированной разработке месторождений пространст-
во карьера, как правило, соединяется с выработками подземного
рудника посредством штолен, уклонов и т.п.
На карьерах, где есть такие выработки, отсыпка внутренних
отвалов осложняется из-за необходимости сохранения транспорт-
ных коммуникаций. В результате приемная способность площади
выработанного пространства карьера сокращается и, как следствие,
ухудшаются экономические показатели предприятия.
В таких горно-технических условиях предлагают поступать
следующим образом [51]. В выработанном пространстве карьера 4
(рис. 13.19) для сохранения транспортных коммуникаций между
открытыми и подземными работами до отсыпки внутреннего отва-
ла 2 на съезде 1 устанавливают рудничную крепь, образующую
выработку 3 (например, СВП-29), соединяют с подземной горной
234
выработкой 5 и засыпают внутренним отвалом 2. Эта схема позво-
ляет существенно улучшить технико-экономические показатели
карьера за счет увеличения объемов внутренних отвалов.
14. ОСОБЕННОСТИ ТЕХНОЛОГИЙ
ПОДЗЕМНЫХ ГОРНЫХ РАБОТ
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКЕ РУД
При ведении подземных горных разработок подрабатывается
расположенная над очистными выработками толща горных пород,
которая деформируется в различной степени и масштабах.
В результате взаимодействия участвующих в этом процес-
се геологических и технологических факторов деформация под-
работанной толщи пород может проявляться в различной фор-
ме: от плавных изгибов слоев до беспорядочного обрушения
массивов.
Обобщая, отметим, что подработанный массив пород может с
технологической и геомеханической точки зрения деформировать-
ся без разрыва и с разрывом сплошности.
Это имеет принципиальное значение при выборе систем под-
земной разработки как с точки зрения управления кровлей, так и
по условию сохранения объектов в подрабатываемой толще (в
нашем случае — карьера) или на поверхности.
Следовательно, по совокупности факторов, влияющих на
выбор систем подземной разработки, последние по принципу
управления состоянием подрабатываемого массива горных по-
род в условиях комбинированного способа можно объединить в
два класса:
• системы разработки, при которых подработанный массив
пород доводится до разрушения (обрушения), т.е. в геомеха-
ническом понимании — до состояния сыпучей среды;
• системы разработки, которые обеспечивают сохранение
подработанной толщи пород. При этом допускаются плав-
ные (пликативные) деформации подработанного массива
без разрыва сплошности или с частичным разрывом сплош-
235
ности, но с сохранением механических связей между час-
тицами массива.
Системы разработки, объединяемые этими классами, широко
используются в практике комбинированной технологии. Правда,
анализ показывает, что наблюдается тенденция к увеличению доли
систем разработки с сохранением или закладкой выработанного
пространства.
Эта тенденция проявляется тем отчетливее, чем более совер-
шенную добычную и доставочно-транспортную технику получают
на подземных разработках, а также по мере снижения расходов на
закладку очистного пространства.
Важную роль в этом процессе играет снижение эксплуатаци-
онных потерь и разубоживания руды.
Особенности технологий подземных работ с обрушением и с
закладкой во взаимодействии с технологиями открытых разработок
подробно рассмотрены в предыдущем разд. 13.
Анализируя взаимодействие карьера и подземного рудника
(как и при рассмотрении предыдущей задачи), следует выде-
лить позиции, по которым оно приносит подземным технологи-
ям и предприятию в целом как позитивные, так и негативные
результаты.
14.1. Особенности инвестирования строительства
ПОДЗЕМНОГО РУДНИКА
В разных разделах настоящего учебника мы отмечали, что
комбинированная разработка месторождения замечательна тем,
что открытая и подземная технологии, дополняя друг друга, обес-
печивают предприятию выгодную форму реинвестирования капи-
тала (прибыли).
За последние годы комбинированная разработка чаще реализу-
ется в варианте последовательной открыто-подземной или совме-
стной (одновременной открыто-подземной) технологии.
И в последнем случае, как правило, освоение месторождения
начинается с опережающим вводом в эксплуатацию открытой
части.
236
Таким образом, часть прибыли, которая получена от реализа-
ции продукции, произведенной посредством открытых горных раз-
работок, может быть направлена на строительство подземного руд-
ника. Это позволяет уменьшить объемы инвестиций и сократить
сроки строительства подземной части и предприятия в целом, что в
свою очередь, как мы убедились в предыдущем разделе, приводит
и к улучшению деятельности карьера.
Проследим экономический механизм работы указанных ранее
положений на примере изменения лишь одного показателя — срока
окупаемости инвестиций Ток (см. разд. 5.2.3).
Итак, срок (период) окупаемости инвестиций — это время, в
течение которого доходы от реализации проекта полностью ком-
пенсируют первоначальные инвестиции:
Ток = п, (14.1)
N
при котором первоначальные инвестиции 1 = 2^ЧПИ, здесь ЧПп —
П=1
чистый денежный поток в п-й год проекта.
Поскольку этот критерий в представленном виде не учитывает
изменения ценности денег во времени, правильнее использовать
показатель дисконтированного периода окупаемости инвестиций
ДТОК, который можно определить по формуле
ДТок = п, (14.2)
когда
, ЧП. ЧП ЧП„ Л ЧП
(l + i)‘ (1 + 0" (1 + if £(l + i)"
где Io — первоначальные инвестиции в проект; ЧПП — чистый
денежный поток в n-й год проекта; i — процентная ставка дискон-
1
тирования;----------коэффициент дисконтирования, с помощью
(l + i)'!
которого приводят ценность денежного потока в n-й год к настоя-
щему моменту времени, т.е. когда п = 0.
237
Рис. 14.1. Динамика денежных потоков при комбинированной разработке
месторождения:
1 — карьера; 2 — подземного рудника
Нужно иметь в виду, что ДТОК > Ток всегда.
На рис. 14.1 показана динамика денежных потоков при инве-
стировании строительства комбинированного открыто-подземного
предприятия.
На приведенных диаграммах соответствующие площади эле-
ментов пропорциональны объемам отрицательных (инвестиции) и
положительных (доходы) денежных потоков.
Аналитически (и графически) можно подсчитать, что в данном
случае суммарные первоначальные инвестиции на строительство
карьера и подземного рудника при комбинированной разработке
окупаются на протяжении 3,6 лет, в то время как карьер свои инве-
стиции окупил бы через 4,7 года, а подземный рудник — по исте-
чении 2,8 лет.
14.2. Выбор систем подземной разработки
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ ТЕХНОЛОГИИ
Ведение подземных горных работ по дном и в бортах дейст-
вующего карьера с точки зрения обеспечения безопасности в по-
следнем рассмотрено подробно в предыдущем разделе.
Здесь же обратим внимание на конструкции систем разработки
и особенности технологических процессов, отражающие и исполь-
зующие специфику совмещения на месторождении открытых и
подземных работ.
238
Совокупность осваиваемых подземным способом рудных и
нерудных залежей с точки зрения комбинированной разработки
можно разделить на две группы: залежи, горизонтальная мощность
которых соразмерна (или одинакова) с площадью дна карьера и
рудные тела сравнительно малой мощности, которые подземным
способом отрабатывают селективно.
В качестве примеров первой группы месторождений можно на-
звать железорудные: Лебединское, Коробковское, Южно-Лебединское
(все на КМА), Оленегорское, Соколовское, Сарбайское, Апатитовые
на Кольском полуострове, Алмазные трубки Якутии и т.д.
Ко второй группе могут быть отнесены полиметаллические: Го-
ревское, Зыряновское, Тишинское, Учалинское, Тырныаузское и др.
14.2.1. Системы разработки с обрушением руды и пород
На месторождениях первой группы применение подземных сис-
тем разработки с обрушением налегающих пород возможно после
окончания работ в карьере, т.е. с использованием последовательной
открыто-подземной схемы комбинированного способа.
Особенности использования систем разработки с обрушением
налегающей толщи при комбинированной технологии подробно
изложены в разд. 13.
Если карьер и его горно-технические сооружения находятся в
зоне геомеханического влияния подземных разработок, допускает-
ся совместная (одновременная) открыто-подземная схема, но с со-
хранением толщи пород над подземными очистными выработками.
Последнее достигается посредством закладки выработанного
пространства или оставления системы опорных целиков, пустоты
между которыми погашаются из карьера (см. разд. 13).
При подземной разработке месторождений второй группы в со-
ставе комбинированной технологии указанные ранее ограничения
отсутствуют. В данном случае рудные месторождения представлены,
как правило, несколькими согласно залегающими пластами, линзами
и другими зонами оруденения средней и небольшой мощности.
Подземным способом они отрабатываются обычно селективно,
а открытым — и селективно, и валовым способом, но из единого
карьерного пространства.
Таким образом, несмотря на распространенное применение
систем с обрушением, в большинстве случаев комбинированной
разработки, особенно совместной открыто-подземной, добычу ру-
239
ды на подземном руднике ведут системами с сохранением подраба-
тываемой толщи пород.
Как и во всем остальном, применение этих систем при комби-
нированной технологии имеет свои особенности.
14.2.2. Системы разработки с естественным поддержанием
подработанной толщи пород
Системы разработки с естественным поддержанием толщи по-
род т.е. с оставлением опорных и ограждающих целиков, предпо-
лагающие также оставление непогашенных пустот, применяются
всё реже.
Объясняется это несколькими причинами, прежде всего стре-
млением к снижению потерь руды при добыче.
Между камерные, панельные, потолочные и другие рудные це-
лики, оставляемые для поддержания очистного пространства на
продолжительные сроки, во многих случаях со временем оказыва-
ются потерянными и списываются с баланса предприятия.
Если по истечении продолжительного времени организуется
повторная (подземно-открытая комбинированная) разработка ме-
сторождения, то из оставленных целиков удается извлечь порядка
50—80 % руды, т.е. 20—50 % запасов остаются в потерях (подроб-
нее об этом см. в разд. 13).
Другим существенным недостатком подземной системы с ес-
тественным поддержанием очистного пространства является замо-
раживание (и обесценивание!) громадных объемов капитальных и
эксплуатационных затрат.
Если учесть, что в таком состоянии на отработанных участках
пребывают до 52—67 % вскрытых и подготовленных запасов на про-
тяжении нескольких (иногда, — десятков) лет, то можно представить,
каким тяжелым бременем эти расходы ложатся на себестоимость до-
бычи (от единиц до десятков процентов), а потери денежных активов
могут достигать десятков и сотен миллионов рублей.
Наконец, при последующем ведении открытых горных работ ус-
ложняется технология и требуется значительное время для отработки
уступов на таких участках подземной разработки (см. разд. 13.2).
Изложенный анализ отражает особенности применения при
комбинированной технологии классических систем подземной раз-
работки с открытым очистным пространством (с естественным
поддержанием очистного пространства).
240
Вместе с тем комбинированная разработка месторождений спо-
собствовала возникновению новой разновидности этого класса сис-
тем разработки — системы с открытым карьерно-подземным очист-
ным пространством.
Впервые она была предложена и получила затем развитие на
кимберлитовых месторождениях Южной Африки. В качестве ха-
рактерного для этой схемы рассмотрим вариант, использованный
на руднике Финш (Finsch), показанный на рис. 14.2 и 14.3.
Рис. 14.2. Схема отработки запасов комбинированным способом на руднике
Финш (ЮАР):
1 — рабочие уступы карьера; 2 — борт карьера в предельном положении; 3 — обогатитель-
ная фабрика; 4 — главный ствол; 5 — наклонный ствол; б — горизонт дробления; 7 — транс-
портный горизонт; 8 — вентиляционные восстающие; 9 — рудоспуск; 10 — разведочный
ствол; 11 — вентиляционный ствол
Рис. 14.3. Схема отработки прибортовых запасов на руднике Финш (ЮАР):
1 — карьер; 2 — буровые выработки; 3 — погрузочно-транспортные выработки
241
Здесь после отработки карьера на глубину 388 м приступили к
выемке прибортовых, а затем и подкарьерных запасов руды из под-
земных горных выработок.
В качестве основной принята система подэтажного обрушения
при открытом очистном пространстве. Порядок отработки — от
центра к периферии. Высота этажа 80 м, расстояние между доста-
вочными выработками 18 м, между буровыми — 54 м. Отбойка
производится круговыми веерами скважин диаметром 115 мм, дли-
ной — по 50 м.
Отбитая рудная масса по доставочным выработкам с помощью
ПДМ доставляется к 8 перепускным восстающим и поступает на
горизонт 650 м. В днище каждого восстающего установлены дро-
билки для доведения кусков руды до 300 мм, после чего рудная
масса поступает на конвейерный транспортный горизонт 650 м.
По мере отбойки и выпуска руды по контуру залежи обнажа-
ются вмещающие породы. В связи с высокой устойчивостью высо-
та их обнажений достигает нескольких десятков и даже более сот-
ни метров.
Для обеспечения безопасности работы людей и механизмов
все неиспользуемые подземные горные выработки, выходящие в
открытое карьерно-подземное пространство, изолируются. Управ-
ление механизмами (например, ПДМ), работающими в очистном
пространстве, осуществляется операторами дистанционно из укры-
тий в подземных выработках.
Однако не всегда и не везде вмещающие породы столь устой-
чивы. Например, кимберлитовые трубки Якутии расположены в
мощной толще осадочных пород, представленных слоями извест-
няков, доломитов, глинистых сланцев, каменной соли, битума. Ус-
тойчивость такой толщи невысока. При оценке этого показателя
массива установлено, что в условиях трубки «Мир» в открытом
карьерно-подземном пространстве устойчивая высота обнажения
вертикальной его стенки не будет превышать 50—80 м.
Тем не менее, как показали исследования, при надлежащем
решении задачи водозащиты подземных выработок использование
южно-африканского опыта возможно и целесообразно.
Конфигурация открытых и подземных горных выработок, уча-
ствующих в формировании системы разработки по принципу ис-
пользования единого открытого карьерно-подземного пространства
весьма разнообразна.
242
Рис. 14.4. Вариант применения комбинированной технологии на руднике Флин-
Флон (Канада):
1 — уступы карьера; 2 — открытая камера; 3 — барьерный целик; 4 — сыпучая закладка
В одном случае это может быть обусловлено условиями зале-
гания рудных тел, в другом — технологическими решениями.
Примером первого является опыт рудника Флин-Флон (Кана-
да) по разработке подкарьерных запасов крепких сульфидных руд
залегающих также в крепких устойчивых вмещающих породах
(рис. 14.4).
Указанные запасы отработаны здесь одной открытой камерой
высотой 60 м и размерами в плане 30x66 м, выходящей в карьерное
пространство.
На руднике Фруд-Стоби (Канада) в то время, когда фронт
подземных разработок подошел под дно уже остановленного ка-
рьера на его южном фланге, с него была обурена потолочина над
камерами толщиной 12 м, шириной 60 м и длиной 105 м (рис.
14.5). Массовым взрывом был обрушен блок с запасами 227 тыс. т
руды.
243
Рис. 14.5. Разрез по одному из участков ме-
сторождения Фруд-Стоби (Канада):
/ — руда; 2 — дно карьера; 5 — целик руды, кото-
рый будет взорван по окончании работ в карьере; 4
и 5 — соответственно висячий и лежачий бока; б
— горизонт подэтажа; 7 — откаточный штрек; 8
-— вспомогательный восстающий; 9 — буровой
штрек; 10 — глубокие скважины; 11 — штрек
скреперования; 12 — выпускные выработки; 13 —
рудоспуск; 14 — вентиляционный штрек
развитие вглубь единого
Следующий по падению блок отра-
батывался также системой блоко-
вого принудительного обрушения в
карьерно-подземного очистного про-
странства.
В начале 70-х годов прошлого столетия В.И. Терентьев пред-
ложил более совершенную схему разработки подкарьерных запасов
в составе единого карьерно-подземного открытого очистного про-
странства (рис. 14.6).
Идея и конструктивные особенности этой схемы таковы. По
достижении на одном из флангов карьером предельной глубины
открытые горные разработки переводят на однобортовую попереч-
ную систему с постоянной рабочей зоной и развивают преимуще-
ственно в горизонтальном направлении.
2 1
Рис. 14.6. Схема трехъярусного открыто-подземного способа разработки место-
рождений:
1 — рабочие уступы карьера (первый ярус); 2 — уступ открыто-подземного яруса (второй
ярус); 3 — отбитая руда; 4 — внутренний отвал вскрышных пород; 5 — горизонт выпуска
открыто-подземного яруса; б — зона развития подземных горных работ (третий ярус)
244
После перемещения рабочего борта на 150—200 м у нижней гра-
ницы карьера в зоне развития открыто-подземного яруса (ОПЯ) про-
ходят отрезной восстающий, развивают его в отрезную щель и начи-
нают отбойку руды в уступе ОПЯ. Отбиваемая толща руды обурива-
ется со дна карьера с применением карьерных буровых станков.
Таким образом, осуществляется одностадийная отбойка руд-
ной толщи ОПЯ, выпуск её на подземные горные выработки и
транспортирование на концентрационном горизонте к рудовыдач-
ным стволам. В результате образуется уступ открыто-подземного
яруса высотой 100—150 м, который подвигается вслед за развити-
ем фронта открытых горных работ.
Образовавшееся открытое очистное пространство после вы-
пуска отбитой руды может быть заполнено пустыми породами
вскрыши карьера.
В показанной на рис. 14.6 зоне (позиция 6) развитие подзем-
ных горных работ может происходить и в другой, отличной от
представленной форме.
Учитывая отмеченные ранее недостатки классических систем
подземной разработки с естественным поддержанием очистного
пространства, предпочтительной является ситуация, когда отдель-
ные рудные тела или четко оконтуренные их части отрабатывают
полностью и закладывают.
В этом случае при ведении открытых горных работ такие участ-
ки (уступы) отрабатываются валовым способом (как породные), что
в существенной мере или полностью позволит избежать указанных
ранее технологических и экономических негативов.
Отмеченное — одна из причин необходимости создания еди-
ного проекта на комбинированную разработку месторождения.
14.2.3. Системы с искусственным поддержанием
очистного пространства
Из этих систем подземной разработки перспективны системы с
закладкой образованных пустот.
Однако при наличии комбинированной разработки эти сис-
темы также обладают особенностями. Их проявление зависит от
взаимного расположения закладываемых очистных камер относи-
тельно чаши карьера и функций, выполняемых при этом массивом
закладки.
245
В предыдущих разделах мы отмечали, что при разных указан-
ных ранее условиях требования к материалу и массиву закладки
также различны.
Например, если камера расположена внутри выемочного кон-
тура карьера, то материал закладки существенной роли не играет.
Важно, чтобы закладочный массив был однородного состава по
всей мощности залежи, по всей высоте этажа и на возможно боль-
шем участке по простиранию.
Примером такой технологии может служить опыт Зыряновско-
го рудника. Здесь для отработки богатых (сплошных сульфидных)
руд Покровской линзы использовали систему с магазинированием
отбитой мелкошпуровым способом руды.
Размер залежи по простиранию до 150 м, высота камер 32—34
м, мощность до 15 м, угол падения 70—80°.
Залежь по простиранию была разделена на три камеры длиной
по 45—55 м. Над откаточным штреком — целик высотой 5 м.
Отбойку руды производили шпурами длиной 3 м. Выход на
слой — из фланговых полевых вентиляционно-ходовых восстаю-
щих, пройденных в лежачем боку на стыке камер. Выпуск руды на
скреперный штрек осуществляли через дучки.
Отработку линзы проводили в два этапа. Сначала в створе вос-
стающих отрабатывали по той же технологии камеры первой оче-
реди размерами 2 м по простиранию, на всю мощность вкрест про-
стирания и на всю высоту этажа.
После выпуска замагазинированной руды эти камеры заклады-
вали твердеющей смесью, получая искусственный массив прочно-
стью около 5 МПа при сжатии.
Возведя таким образом два искусственных целика на расстоя-
нии 50 м друг от друга по простиранию, отрабатывали три камеры
второй очереди, которые после выпуска руды закладывали пустой
породой от проходческих работ.
Изложенная технология позволила:
• отработать богатые руды с минимальными потерями 2,5 % и
разубоживанием 0,7 %;
• предотвратить обрушение (и вывалы) висячего бока, обеспе-
чив допредельные размеры обнажения искусственных цели-
ков — перегородок между камерами;
• обеспечить плановую отработку уступов карьера при ведении
открытых горных работ на участке залежи.
246
Камеры, расположенные вне зоны взаимного геомеханиче-
ского влияния карьера и подземных выработок, можно заполнить
любым материалом, удовлетворяющем только условиям эффек-
тивности их отработки или охраны сооружений на земной по-
верхности.
В частности, на этих участках широко применяется закладка
из несвязных (сыпучих) материалов.
Кстати, такие материалы, как было показано ранее, могут ус-
пешно использоваться и для погашения пустот в выемочных кон-
турах карьера.
В качестве сыпучей закладки применяют обычно породу от
проходческих работ или специально добытую, хвосты обогати-
тельных фабрик, а также песок и гравий.
Подача закладочного несвязного материала в камеру может
быть осуществлена в сухом виде (свалка из вагонов, пневмотранс-
портирование) и с водой (гидравлическая закладка).
Способы и условия поступления закладочного материала в
выработанное пространство существенно влияют на несущую
способность массива закладки, которая зависит в основном от
плотности среды.
Порода от проходческих работ, просто сваленная в камере, об-
ладает малой плотностью вследствие того, что отдельные куски
породы соприкасаются друг с другом ребрами и выступающими
углами. Поэтому достаточно небольшой нагрузки, чтобы массив
такой закладки деформировался на 20—30 % по объему. Даже под
действием собственного веса сухая породная закладка дает усадку
15—20 %. Рассчитывать на несущую способность такой закладки
не следует.
Если тот же материал доставлять до закладываемой камеры и
укладывать с применением сжатого воздуха, плотность массива
значительно увеличится за счет скалывания острых углов и граней
при транспортировании и уменьшения зазоров между кусками
уложенной породы под действием динамических усилий.
Установлено, что на несущую способность массива закладки
влияет влажность закладочного материала. Исследования показали,
что наибольшей сопротивляемостью на срез отличается материал,
содержащий капиллярную влагу (рис. 14.7). Максимальная проч-
ность на срез установлена для пород с влажностью 10—12 %.
247
Рис. 14.7. Зависимость прочности различных пород на срез от их влажности
Характерен в этом отношении опыт работы Зыряновского
рудника. При закладке камер весьма больших размеров (объем по
20—40 тыс. м3) применяли породу от проходческих работ. Наряду
с этим в закладываемые камеры сваливали породную мелочь от за-
чистки выработок, а для достижения более полной закладки участ-
ка камеры с одной закладочной точки в нее периодически подавали
в небольших количествах воду.
Рис . 14.8. График зависимости плотности упаковки от содержания частиц второго
компонента (эмпирические данные Макгири и Патанкара)
248
В результате получился массив довольно высокой плотности
(в течение 7—8 лет не наблюдалась усадка заложенного массива
при высоте камер 40—45 м).
Общим для сыпучей и твердеющей закладочных смесей опти-
мизируемым параметром является плотность упаковки т), которая
зависит от соотношения размеров крупных и мелких частиц.
В большинстве случаев эту смесь можно рассматривать как
случайную упаковку бинарной системы частиц с большим разли-
чием в размерах компонентов (например, щебня и песка).
Задача решалась В.Г. Бондаревым с участием автора [49] в
следующей постановке: как зависит плотность упаковки частиц
системы т] от содержания с частиц второго (мелкого) компонента,
определяемого отношением объема V2 твердой фазы последнего к
объему твердой фазы Vp в системе.
В результате решения задачи было получено уравнение для
плотности упаковки г] бинарной системы частиц
х ехр
(14.3)
Ik.lzsf 2k
T]i ас ^т]2
где т]! и т]2 — плотности упаковки отдельных компонентов системы;
с — содержание частиц второго компонента в системе.
Поскольку уравнение (14.3) получено в неявном виде, разрабо-
тана программа при помощи пакета символьных вычислений, рас-
четы по которой дали результаты, изображенные в виде графиков
на рис. 14.8. Здесь точками показаны значения Т] = /(с), получен-
ные Макгири экспериментально для частиц сферической формы и
Патанкаром для естественных материалов.
Существует множество практических методов подбора состава
твердой фракции закладочного массива, которые можно использо-
вать при отсутствии возможности расчетов по изложенной ранее
или подобной ей методике.
Например, рекомендации для приближенного решения задачи
содержатся во многих строительных справочниках. Соотношение
249
зерен различной крупности по одной из них предлагается выдер
жать в следующих пределах.
Диаметр наибольшего куска, мм Содержание песка (частиц d = 0,2-5-5 мм) от массы смеси, %
20 40—45
40 35—40
80 30—35
150 25—30
Практически хорошие результаты, близкие к рекомендуемым,
дает смесь породной закладки с хвостами обогатительной фабрики.
Исследования показали, что закладка из материала, полученного
смешением дробленой породы и хвостов обогащения в соотноше-
нии 1:1, воспринимает давление кровли уже после усадки на 6 %, в
то время как закладка, уложенная пневматическим способом, спо-
собна воспринимать нагрузки лишь после усадки на 28 %.
Можно сделать и другой вывод. Поскольку на несущую способ-
ность закладочного массива большое влияние оказывает ее усадка,
необходимо находить методы ее искусственного создания.
Одним из таких методов может быть добавление некоторого
количества воды в процессе закладочных работ.
Другим не менее эффективным методом усадки закладочного
массива является уплотнение его действием взрыва.
Практика работы предприятий показывает, что отбойка руды
взрывным способом непосредственно у закладочного массива вы-
зывает его усадку на 20—25 %. Накопленный опыт по применению
отбойки руды в зажиме показывает, что отбитая и замагазиниро-
ванная руда уплотняется взрывом скважин на 25—35 %, причем
уплотнение распространяется на 20—25 м в глубину отбитой мас-
сы при взрыве сравнительно небольших зарядов (около 1—1,5 т).
Поэтому весьма эффективной может оказаться отработка на-
клонных и крутопадающих рудных тел наклонными камерами (рис.
14.9). Сущность ее заключается в следующем.
Месторождение но падению разбивается на этажи высотой от
70 до 150 м. Возможность эксплуатации и высокая экономическая
эффективность этажей высотой до 200 м убедительно была доказа-
на на шведском руднике Ренштрем.
250
Рис. 14.9. Схема отработки наклонных и круто-
падающих рудных тел наклонными камерами:
1 — откаточные штреки; 2 — рудоспуски; 3 — скре-
перные штреки; 4 и 5— соответственно нижние и
верхние буровые ппреки; 6 — закладочные штреки; 7 —
глубокие скважины; 8 — потолочина; 9 —
заложенные камеры
Откаточные выработки проводят в
лежачем боку залежи. Отрабатывать
наклонные камеры с размерами по вос-
станию залежи около 20—25 м начи-
нают снизу. Руду из камер выпускают
на скреперные штреки и по рудоспус-
кам перепускают на откаточные выра-
ботки. После выпуска отбитой руды
камеры закладывают. Расположение
закладочных выработок и конфигурация камер способствуют наи-
более полной их закладке. Затем отрабатывают следующую по вос-
станию камеру. Причем взрывные скважины во второй камере рас-
полагают таким образом, чтобы они уплотняюще действовали на
закладку нижней камеры. Последняя при выпуске руды из верхней
камеры служит своего рода вторым лежачим боком. Аналогичным
образом отрабатывают и закладывают все камеры этажа.
Данный вариант отличается высокой экономической эффектив-
ностью и возможностью наиболее полной закладки выработанного
пространства с использованием всех возможных способов уплотне-
ния закладочного массива. Резко снижаются потери руд в целиках.
Ранее упоминалось, что одной из производительных и эффект-
ных с точки зрения создания закладочного массива повышенной
несущей способности является гидравлическая закладка пустот
несвязными материалами.
В литературе вопросы гидрозакладки освещены широко и под-
робно, поэтому нет необходимости приводить их в этой книге.
Однако в условиях совмещения открытых и подземных работ
гидрозакладка пустот может быть выполнена более эффективно,
если использовать для этого вскрышные породы карьера.
Интересен в этом отношении опыт Зыряновского комбината. В
1960—61 гг. здесь были выполнены работы в промышленных мас-
штабах по закладке камер под дном карьера гидравлическим спо-
251
собом с использованием существовавшей схемы вскрытия рыхлых
отложений в карьере с помощью гидромониторов и стационарных
землесосных установок. Используемые рыхлые отложения содер-
жат 85—90 % песков и песчано-галечной смеси и 10—15 % суг-
линков.
Водяной струей с давлением 1,2—1,4 МПа разрабатывают
грунт и подают его к зумпфу стационарной землесосной установки
12Р-7 производительностью 1600 м3 пульпы в час.
Землесос направляет пульпу (с соотношением Т:Ж = 1:16) в
водоотделитель с трубой диаметром 1000 мм. В результате резкого
увеличения объема и снижения скорости движения пульпы в водо-
отделителе в нижнюю часть трубы выпадают твердые частицы, а
осветленную воду вместе с примесями глинистых частиц удаляют.
Далее пульпа (с соотношением Т:Ж = 1:4) направляется в кам-
неуловитель для отделения и извлечения крупных камней. Затем
пульпу по трубопроводу подают через вертикальный ствол в шахту,
где по горизонтальным горным выработкам она распределяется по
отработанным камерам (рис. 14.10).
Описанный гидравлический способ закладки камер позволил в
2,5 раза повысить производительность груда на закладочных рабо-
тах и более чем в 3 раза снизить стоимость 1 м3 закладки.
Более надежное поддержание подрабатываемых пород обеспе-
чивается применением упрочненных закладок.
В современной технике получили
распространение различные способы уп-
рочнения горных пород и грунтов. Ос-
новные из них заключаются в добавках
(или инъекции) в закрепляемую среду не-
органических вяжущих материалов (це-
мент, гипс, известь, гранулированные
тонкомолотые шлаки), различных орга-
нических веществ (например, смол), в
укреплении грунтов методами электро-
силикатизации и др.
В практике горных разработок наи-
более распространены методы получения
Рис. 14.10. Схема подачи закладки в камеру:
I — трубопровод; 2 — шахтный ствол; 3 и 4 — соот-
ветственно камеры в процессе и после закладки; 5 —
движение осветленной воды
252
упрочненного закладочного материала посредством добавок неор-
ганических вяжущих веществ.
Технология упрочнения уже уложенных в камеры сыпучих
масс чаще всего заключается в подаче цементного или песчано-
цементного раствора под давлением в перфорированные трубы, за-
благовременно внедренные в массив сыпучего.
Таким образом, удается закрепить сравнительно небольшую
область закладки (порядка 1—3 м) вокруг скважины (трубы).
Упрочнение уже уложенных несвязных закладочных смесей
при подземной отработке камер практикуется редко ввиду малой
эффективности этой технологии.
Но при ведении открытых горных работ в зоне заложенных сыпучей
массой камер такой метод дает хороший эффект (см. разд. 13).
Твердеющая закладка камер при комбинированной разработ-
ке обязательно применяется в ситуации, когда требуется полно-
стью (или до допустимых пределов) предотвратить деформацию
подрабатываемых массивов пород и находящихся в них (или — на
них) сооружений.
Искусственный массив твердеющей закладки, таким образом,
должен удовлетворять определенным прочностным и деформаци-
онным требованиям.
Методика определения свойств массива закладки, обладающе-
го такими характеристиками, изложена в работе [35], а также в
предыдущих разделах учебника.
Здесь приводится методика подбора состава твердеющей
смеси с учетом прочностных, технологических и экономических
требований.
Поскольку указанные требования в определенной степени
предстают как факторы взаимоисключающие, требуется решение
оптимизационной задачи.
Основным направлением оптимизации в данном случае явля-
ется получение требуемой прочности массива при минимальном
расходе связующего в подбираемом составе закладочной смеси.
Следовательно, основным оптимизируемым параметром ста-
новится удельное содержание связующего vc.
В закладочной смеси связующее расходуется в двух направле-
ниях: на заполнение пустот между частицами заполнителя и на об-
мазку этих частиц [49].
253
Тогда весь объем связующего VCB в системе можно определить как
Ч. = Уп+£бД, (14.4)
i=l
где Уп — объем пустот; 8; — толщина обмазки частиц г-й компо-
ненты системы; 5,- — площадь поверхности г-й компоненты систе-
мы; т — количество компонентов в системе.
Преобразовав это равенство и проанализировав полученную в
результате зависимость, можно установить, что в качестве целевой
функции целесообразно выбрать выражение
I — п т
Y = + g б,.СД -> min . (14.5)
Оптимизация целевой функции Y позволит определить мини-
мальное значение удельного объема связующего vCB, необходимое
для закладочного массива определенной прочности.
Для получения закладочной смеси с требуемыми (заданными)
прочностью и подвижностью необходимы уравнения связи этих
свойств с содержанием цемента Ц, содержанием воды В, объемом
щебня Ущ, объемом песка Упес.
Для однородного состава твердого заполнителя, полагая, что
толщина обмазки одинакова для всех частиц, функция (14.5) запи-
сывается в виде
Г=— + бпесСпсАес, (14.6)
И
где 5„„, , S' — соответственно толщина обмазки песчинок,
~ ' IICC ' пес7 пси
содержание песка в системе, средняя поверхность частиц песка.
Требуемую толщину обмазки частиц песка цементным тестом
можно определить по эмпирической зависимости
8пес =0,036
525
(14.7)
254
Удельный объем цементного теста vu.T. в расчете на один куби-
ческий метр закладочной смеси ^г = Ц+в. С другой стороны, имеется зависимость вида (14.8) (14.9)
где Rcx — прочность массива закладки при сжатии.
Указанные выражения представляют полную систему уравне-
ний, позволяющих определить содержание составляющих закла-
дочных смесей.
Решение этой системы уравнений дает следующие формулы:
1. Содержание цемента
1/ ц= ; 1 + ДЯсж) 2. Содержание воды д^т/Кж). 1 + Жж)’ 3. Объем щебня VuHi-C-Xi-vJ; 4. Объем песка (14.10) (14.11) (14.12)
Vnec=Cnec(l-Vu.T)- (14.13)
Итак, исходя из изложенного, определим участки месторожде-
ния, на которых в условиях комбинированной совместной разра-
ботки закладка подземных очистных пространств должна быть вы-
полнена обязательно твердеющими материалами.
Во-первых (не по важности, а в порядке рассмотрения), — это зона
потенциального сдвижения массива пород в бортах карьера между
контуром откоса борта карьера и потенциальной линией сдвижения.
Как показывают исследования, результаты которых изложены
в работе [35], а также в третьей части настоящего учебника, ука-
255
занная зона характеризуется сложным напряженно-деформирован-
ным труднопрогнозируемым состоянием.
Для того чтобы предотвратить опасные деформации в породах
борта карьера, в камерах с помощью твердеющей закладки возво-
дится искусственный массив, роль которого адекватна роли уда-
ленного очистными работами участка массива пород в общей гео-
механической системе.
Заметим, что прочностные и деформационные свойства искус-
ственного массива и такие же свойства отработанного рудного мас-
сива неодинаковы. Как правило, показатели, их характеризующие,
меньше, чем у руды (иногда — на порядок), но этого оказывается
достаточно, чтобы выполнить свою роль.
Другой участок околокарьерного пространства, где при совме-
стной комбинированной разработке обязательно требуется запол-
нение очистных выработок твердеющей закладкой — рудные за-
лежи под дном карьера.
Если искусственные целики в бортах карьера испытывают ин-
тегральные нормальные сжимающие и сдвигающие усилия, то под
дном карьера — нормальные сжимающие (иногда и растягиваю-
щие). При подборе компонент твердеющей смеси эти особенности
должны учитываться.
Как правило, под дном карьера протяженность рудных зале-
жей по падению значительна. Иногда она превышает участок, от-
работанный карьером.
Поэтому при необходимости сохранения карьерного простран-
ства к массиву закладки предъявляют дополнительные требования,
ограничивающие допустимые величины вертикальных деформаций.
В разд. 15 эта задача будет рассмотрена подробно. Здесь же
заметим лишь, что в результате совокупного воздействия различ-
ных технологических факторов (недозакладка очистных про-
странств, оставляемые в массиве закладки крепь и другая арматура
выработок, несоблюдение технологической дисциплины очистных
и закладочных работ, неправильное определение деформационных
характеристик массива закладки при его проектировании и др.) за-
ложенный массив может уплотниться сверх допустимых пределов.
С использованием компьютерной модели была решена задача
по установлению влияния интегрального модуля деформации G за-
ложенного пространства на напряженное состояние подкарьерного
целика (рис. 14.11).
256
Рис. 14.11. Расчетная схема к опре-
делению а = /(G) в точке В под-
карьерного целика
При различных значениях G
оценивались нормальные ради- ~ '
альные напряжения в одной из "С- - ?
критических точек верхней по-
верхности подкарьерного цели- ‘
ка (точке В) при условии, что нижняя поверхность его лежит на мас-
сиве заложенного пространства.
График зависимости о = /(G) изображен на рис. 14.12, отку-
да видно, что при выбранных для моделирования размерах целика
(диаметр, толщина) и его деформационных характеристиках зави-
симость напряжений в точке В получена в виде кривой, которую
можно аппроксимировать уравнением вида
п = 221,7In(G)-2156,3.
(14.14)
Таким образом, в рассмотренном примере следует обесценить
значение интегрального модуля деформации заложенного массива
не меньше 190—200 МПа, что дает возможность избежать опасных
для целика деформаций разрыва в точке В.
Приведенный график демонстрирует также, что по достижению
предела прочности пород на разрыв, в данном случае в целике, ус-
тойчивость последнего снижается в степенной зависимости по мере
уменьшения интегрального модуля деформаций массива закладки.
б, МПа
10 -
30 50 70 90 НО
Рис. 14.12. График зависимости а = /(G):
К, и К?— критические значения напряжений при решении упругой и упруго-пластической
задач соответственно
257
Отмеченные особенности массива закладки важно учитывать и
в иных ситуациях, где он выступает в качестве несущего элемента
системы разработки.
За последнее время твердеющая закладка самостоятельно или
в сочетании с другими закладочными материалами и технологиями
все чаще и масштабнее используется для повышения устойчивости
участков массива пород, пересекаемых контурами бортов и усту-
пов карьеров (рис. 14.13 и 14.14) [1].
Рис. 14.13. Выемка запасов открытыми камерами сплошной системой с твердею-
щей закладкой и с последующей отработкой приконтурного целика открытыми
горными работами
Рис. 14.14. Общий вид отработки запасов в основании юго-восточного борта Уча-
линского карьера открытыми в карьер камерами (7), с оставлением рудных опор-
ных целиков (2) и пригрузкой (5), содержащей полезные компоненты
258
Многочисленными исследованиями, в том числе и автора, ре-
зультаты которых отражены в соответствующих разделах учебника,
установлено, что прибортовой массив в результате перехода из
равновесного состояния всестороннего сжатия в состояние раз-
грузки, вплоть до растяжений, теряет свою несущую способность.
В критических ситуациях на участках наибольших деформа-
ций пород вблизи откоса борта и уступа отрабатывают камеры и,
заложив их твердеющими материалами, создают монолитные ус-
тойчивые элементы в виде призм, ориентированных вкрест прости-
рания борта, подпорных стенок, контрфорсов, искусственных по-
толочин и др.
В этих схемах, как и ранее, проявляется двойственность во
взаимодействиях технологий открытой и подземной разработки. С
одной стороны, отработка руды в борту карьера (особенно в преде-
лах призмы потенциального разрушения) ослабляет массив пород,
но дальнейшее возведение на базе подземных очистных пустот мо-
нолитных сооружений способствует увеличению запаса устойчиво-
сти приоткосного массива.
Заметим, что манипулируя указанными факторами, можно по-
лучить заданную устойчивость откоса борта.
ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ
ПРОБЛЕМЫ
КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКИ
МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Часть
III
Рассматривая эту тематику, в своих работах мы обозначили
группу геомеханических задач, характерных для комбинированной
разработки рудных месторождений, и достаточно подробно их
комментировали [12, 35].
С другой стороны, в указанных и в более ранних работах были
приведены принципы формулировки этих задач, методические
подходы к их решению и конкретные приемы, результаты решения
наиболее типичных задач.
Поскольку последняя из упомянутого перечня работ издана
совсем недавно [35], нет необходимости повторно приводить
этот материал в данной книге даже с дополнениями и исправле-
ниями.
Вместе с тем, учитывая довольно большой объем исследова-
ний и публикаций в области геомеханики комбинированной разра-
ботки, возникает необходимость их обобщения и анализа
Геомеханические процессы и соответствующие им научно-
технические задачи при комбинированной разработке месторожде-
ний целесообразно разделить на две общесистемные категории.
1. Геомеханические явления, процессы и задачи глобального
характера как по масштабу пространства, так и по сущности рас-
сматриваемого явления.
К таковым могут быть отнесены естественные поля напряже-
ний в массивах горных пород; тектоническая и складчатая структу-
ра региона; структурная раздробленность массивов пород и зако-
номерности её изменения в пространстве, гидрогеологическая и
геокриогенная обстановка; закономерности деформаций подрабо-
танных массивов пород, соразмерных с масштабами шахтных и
карьерных полей, зоны влияния выработок в окружающем массиве
пород и их структура и т.д.
2. Локальные геомеханические процессы и способы управле-
ния ими при открыто-подземной разработке месторождений.
Это совокупность напряжений в массивах горных пород, в
которые трансформируются естественные напряжения под воз-
действием горных выработок и происходящих в них технологиче-
ских процессов и сопровождаются при этом деформациями части
массива.
Таким образом, в результате образования в массивах пород
карьерной выемки или подземной выработки возникает более
263
сложное по структуре, нежели естественное поле напряжений, ко-
торое с трудом удается описать механико-математическими мето-
дами.
Еще более сложную картину напряжений получаем при одно-
временном воздействии на начальное поле напряжений открытых и
подземных горных выработок, характерном для комбинированного
способа разработки.
В этом случае параметры полученного результирующего по-
ля напряжений описать аналитическими методами чаще всего не
удается.
И, наконец, локальные геомеханические процессы, обуслов-
ленные взаимодействием, скажем, открытых и подземных очи-
стных выработок, развиваются на фоне полей напряжений и де-
формаций, ранее сформировавшихся в осваиваемом пространст-
ве под воздействием глобальных (системных) факторов.
Охарактеризуем кратко составляющие отмеченных глобаль-
ных и локальных геомеханических процессов, их влияние на
формирование геомеханических задач комбинированной разра-
ботки.
15. ГЛОБАЛЬНЫЕ ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ЯВЛЕНИЯ
И ПРОЦЕССЫ В ПРОСТРАНСТВЕ
ОТКРЫТО-ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ
15.1. Естественные поля напряжений
В МАССИВАХ ГОРНЫХ ПОРОД
Исторически сложилось так, что на условиях преемственности
в составе классических наук «физика» и «механика» в горно-
геологических дисциплинах стали выделять физику горных пород
и механику горных пород (геомеханику).
Следует определиться: такое деление условно, так же как и в
случае, когда большинство физиков считают и классическую меха-
нику частью классической физики.
Ещё в большей мере об их неразрывности можно говорить
применительно к массивам горных пород.
264
Физика и механика горных пород — понятия одного порядка и
генетически, и в проявлениях при разработке месторождений руд.
Тем не менее обозначилось определенное разделение характери-
стик горных пород на физические и механические и, особенно, при
использовании их для объяснения определенных технологических
процессов и операций, а также при управлении ими.
Конкретизируя такое условное деление, можно отметить, что в
горных науках установилась практика привлечения методов меха-
ники горных пород на макроуровне для изучения объектов и явле-
ний, масштабы которых по нижней границе очерчиваются первыми
десятками сантиметров, а по верхней — размерами зоны влияния в
массиве горных разработок.
Методы физики горных пород распространяются для изучения
объектов и процессов меньшего масштабного уровня: от первых
десятков сантиметров до атомно-молекулярного.
Однако довольно часто возникают ситуации, когда для изучения
определенных явлений и процессов в горных породах используют ме-
тоды как той, так и другой научной дисциплины одновременно.
Характерным примером является изучение природы и харак-
теристик современного напряженного состояния массивов горных
пород.
Развитие исследований в указанной проблеме, история кото-
рых насчитывает чуть больше полувека, произвели подлинную ре-
волюцию в наших познаниях о напряженно-деформированном со-
стоянии земной коры в целом и локальных массивов в частности.
Объединение усилий геофизиков, геологов, геомехаников и
специалистов других смежных наук дало возможность в короткие
сроки расшифровать характер распределения и определить значения
естественных напряжений в земной коре и отдельных её участках.
Здесь проявилась выдающаяся научная и организаторская роль
известного геофизика проф. М.В. Гзовского, а публикация ряда на-
учных работ, особенно монографии «Тектонофизика» [41], привели
к созданию им научной дисциплины одноименного названия как
междисциплинарного направления в науках о Земле.
Итак, до середины прошлого столетия все считали, что значи-
мыми с инженерной точки зрения напряжениями в массиве горных
пород являются только обусловленные весом налегающей толщи
пород, т.е. гравитационные напряжения.
265
Для описания механизма формирования напряжений и их ко-
личественной оценки предлагалось несколько гипотез, но наи-
большее признание в отечественной геомеханике нашли геостати-
ческая гипотеза проф. А.Н. Динника и гидростатическая гипотеза
проф. А. Гейма.
Первая в большей мере соответствовала напряженно-деформи-
рованному состоянию массивов скальных горных пород.
Начальные напряжения в изотропном массиве предлагалось
определять по формулам
ов=уН; аг1 = аг2 = = £ав; (15.1)
£ = 7^. (15.2)
1-ц
где GB; ог] = ог2 — соответственно вертикальные и горизонтальные
напряжения, МПа; Н — глубина рассматриваемой точки от земной
поверхности, м; у — средний удельный вес налегающей толщи пород
Н/м3; £ — коэффициент бокового отпора пород в точке массива, доли
ед.; ц— коэффициент поперечных деформаций (Пуассона), доли ед.
По гипотезе Гейма, напряжения в нетронутом массиве пород
распределены по гидростатическому закону, и в изотропной среде
<\=аг1=°г2> (15-3)
здесь величину вертикальных напряжений ов можно вычислить
так же как в предыдущей гипотезе.
Гипотеза Гейма больше соответствует массивам слабых скаль-
ных или осадочных пород.
Однако результаты многочисленных натурных и лабораторных
наблюдений и экспериментов противоречили предпосылке о гео-
статическом или гидростатическом характере начальных напряже-
ний в массивах пород.
Бурное и широкомасштабное развитие горно-добывающей
промышленности и строительства после Второй мировой войны
требовали более точных исходных данных для расчетов устойчиво-
сти крупных сооружений.
В конце 50-х — в начале 60-х годов прошлого века во многих
странах стали проводить экспериментальные исследования по оп-
ределению начальных (естественных) напряжений в массивах
скальных пород.
266
Рис. 15.1. Изменение главных напряжений о
с глубиной h на Коробковском месторожде-
нии КМА:
1 — о, =18-0,32/1 (данные, полученные посред-
ством измерений, обозначены кружочками); 2 —
а2 =46-0.58/1 (квадратики); 3 — о3 =58-0,68/1
(треугольники)
Первые же результаты, ещё во
многом неточные вследствие несовер-
шенства методики и техники измере-
ний, показали весьма сложную карти-
ну напряженного состояния массивов.
Анализируя результаты прово-
димых исследований и прежде всего
собственных, мы сформировали картину распределения и количе-
ственные параметры естественных напряжений в массивах пород в
центральном регионе Европейской платформы и на участке горно-
складчатой области Рудного Алтая (рис. 15.1 и15.2).
В составе естественных напряжений было предложено выделить
(1969 г.) две составляющие: следящую и латентную («замороженную»).
Следящая составляющая является следствием приложения на
контуре участка массива пород современных действующих внешних
усилий: сил гравитации, обусловленных весом налегающих горных
пород; тектонических сил; воздействий искусственных сооружений
статического и динамического характера; поверхностных и подзем-
ных водных объектов; солнечно-лунных приливных явлений в зем-
ной коре и т.п.
Посредством измерений были установлены прежде всего па-
раметры следящей составляющей общего вектора напряжений.
Так, установлено, что возрастание напряжений с глубиной про-
исходит с различной интенсивностью. Изменение напряжений с глуби-
ной описывается статистическими зависимостями вида (см. рис. 15.1):
с?! =18-0,32й(г = -0,88)
О2 =46-0,58й(г = -0,80В,
О3 = 58-0,68й(г =-0,78)
(15.4)
где г — коэффициент парной корреляции.
267
Рис. 15.2. Коробковское месторождение КМА:
1 — напластование пород; 2 — разрывные нарушения; 3 — точки измерения напряжений и
ориентировка эллипсоида; 4 — контакты кварцитов со сланцами
Следует отметить, что градиент изменения с глубиной ра-
вен градиенту изменения напряжений СУ] по гравитационному за-
кону, а для о2 и о3 градиент изменения выше соответственно в 1,6
и 2,2 раза. Количественная оценка естественного напряженного со-
стояния массива пород месторождения дает основание считать, что
в горизонтальном направлении напряжения обусловлены, главным
образом, тектоническими усилиями, приложенными к массиву по
двум субгоризонтальным направлениям: по простиранию и вкрест
простирания основных геологических структур района. Причем в
направлении простирания основных структур участка усилия будут
наибольшие (рис. 15.2).
Величина и направление действия следящей составляющей ес-
тественных напряжений изменяются вслед за изменениями харак-
тера и величины воздействия указанных внешних усилий.
А внешние усилия, формирующие напряженное состояние
земной коры и интересующего нас участка массива горных пород,
268
многочисленны и разнообразны. Наиболее значимыми из них яв-
ляются гравитационные, тектонические и гидростатические.
Проследим, каким образом можно количественно оценить
(или определить) хотя бы перечисленные три компоненты сле-
дящей составляющей естественного поля напряжений в массивах
горных пород.
Приведенный анализ сведений о естественном напряженном
состоянии массивов горных пород подводит нас к определенному
промежуточному выводу.
Он заключается в том, что начальное (т.е. к началу горных или
буровых работ) напряженно-деформированное состояние массивов
пород предстает сложным по структуре и многоуровневым по
масштабам.
Численные характеристики такой неоднородности естествен-
ных полей напряжений пока лишь в грубом приближении могут
быть оценены аналитическими методами.
Информация о параметрах начальных полей напряжений с
удовлетворительной для инженерных расчетов точностью добы-
вается экспериментальным или экспериментально-аналитичес-
ким путем.
Суммарная гравитационная и гидростатическая состав-
ляющая, обусловлена совместным воздействием поля силы тяже-
сти и безнапорных или напорных подземных водоносных пластов.
В однородном водоносном массиве пород вертикальные гид-
рогеостатические напряжения формируются в виде двух слагаю-
щих (рис. 15.3).
Рис. 15.3. Схема к расчету напряжений в однородном водоносном пласте
269
о3гг=оэ=он, (15.5)
где оэ — эффективные напряжения, численно равные реакции ске-
лета пород на горизонтальной площадке; он — нейтральное давле-
ние жидкости (как гидростатическое, так и поровое).
Эффективное давление определяют по формуле
оэ=(Н-Яо)т + (А-?в)(1-п)Но, (15.6)
нейтральное давление
OH=YBHo, (15.7)
где Н — общая глубина точки, м; Но — гидростатический напор в точке,
м; у — удельный вес пород в осушенной части массива, МН/м3; Д —
удельный вес скелета пород в обводненном массиве, МН/м3; ув — удель-
ный вес воды, МН/м3; п — пористость обводненных пород, доли ед.
Тогда
<=°,+oh=y^+^o(yw-y+yb).
(15.8)
где у„ = (Д-ув)(1-и).
Принимая, что две горизонтальные составляющие равны меж-
ду собой, получаем
= [Y )] + увНо, (15.9)
где — коэффициент бокового распора, доли единиц.
В слоистом массиве пород, включающем в себя водоупорный
и водоносный напорный пласты, вертикальная составляющая
напряжений в точке N определяются следующим образом.
Определяем эффективное давление (рис. 15.4):
(
a3=Yo("Jo-^) + YH-yB(nio-z) —-1
\т» У
(15.10)
где Но — гидростатическое давление в кровле водоупора, м; то
— мощность водоупорного пласта, м; z — расстояние от точки N
до напорного водоносного пласта.
270
Рис. 15.4. Схема к расчету начальных напряжений в слоистом массиве
Имея ввиду, что
- о + о ,
3 э и ’
а он = увНо, получим
Тогда при условии о[г = о" = получаем
= <=£ Yo(™o
-г) + уН-ув(шо
(15.12)
Тектоническую составляющую с достаточной для горно-
инженерных расчетов точностью аналитическими методами полу-
чить пока не удалось. Причиной тому — природа тектонических
напряжений, являющихся следствием силового взаимодействия
движущихся глыб (плит) земной коры.
Механизм взаимодействия указанных плит, равно как и возни-
кающих при этом тектонических напряжений, не изучен в такой
мере, чтобы составить математическую модель поля напряжений.
Поэтому единственным доступным сейчас методом для опре-
деления параметров тектонических напряжений является непосред-
ственное их измерение.
Таким образом, располагая данными о параметрах естествен-
ного (интегрального) поля напряжений, полученными путем непо-
средственных измерений, можно оценить тектонические напряже-
ния, например, по следующей схеме:
271
oj = o“ - Q,r - О,ГС ИЛИ <У‘ = O° - o'r ,
(15.13)
где (5°, o(r, orc, о" и о] — нормальные составляющие полей на-
пряжений, естественного (измеренного), гравитационного, гидро-
статического, совместного гравитационно-гидростатического, тек-
тонического вдоль оси i в рассматриваемой точке массива пород
соответственно.
Обычно при измерениях оси координат направляют верти-
кально и горизонтально, в результате чего они совпадают с глав-
ными осями гравитационного и гидростатического напряжений.
Измерения показали, что в большинстве случаев главные оси
тектонических напряжений также имеют направления, близкие к
вертикальным и горизонтальным.
В этом случае главные напряжения естественного поля можно
записать в виде
°з = + сз + аз
о2 = Oj + + С?2 •
СТ] = о, + + о*
(15.14)
Тогда уравнения (15.14) с учетом зависимостей (15.8) и (15.9)
будут иметь следующий вид:
o;=g;+(y+vc;)h+ho(yw-y+yb)
=ёт2 +(^y + Vo^)h + ^,H„(y,v-Y + Yb) S
< = о; + (£y+VO]) н+^who (yiv - y+yb )
(15.15)
где oj, Oj, c3T — главные тектонические напряжения на некото-
ром «базовом» горизонте; Vo[, VoJ > Vo, — градиенты главных
тектонических напряжений при изменении глубины; и — ко-
эффициенты бокового распора необводненных и обводненных по-
род соответственно.
Для слоистого обводненного массива также можно по анало-
гии с (15.15) записать уравнения (15.14) с учетом зависимостей
(15.11) и (15.12).
272
В массивах скальных необводненных пород, когда гидроста-
тические усилия отсутствуют, уравнения (15.15) принимают вид
o3=o;+(y+vo;)h
o2=G]+(£y + Vc])H -.
c1=^+(^Y + Vai)H.
(15.16)
При использовании уравнений (15.15) и (15.16) следует пом-
нить о специфике тектонических полей напряжений, выражающей-
ся в отсутствии линейной связи между компонентами (главными
напряжениями) тектонических напряжений, между градиентами
нормальных напряжений Vo] и в отсутствии единой закономерно-
сти изменения о(т = f(H) для всех трех компонент.
Например, наши исследования тектонических напряжений в
скальных породах в бассейне Курской магнитной аномалии пока-
зали, что градиенты изменения компонент нормальных напряже-
ний с глубиной составляют:
Vo] соответствует Vo],
Vo] = 2,2Vо], Vo] = 1,6Vo]
(15.17)
Приведенные зависимости получены в предположении о том,
что направления составляющих действующих напряжений совпа-
дают с направлениями главных нормальных напряжений.
Однако в действительности это условие не выполняется, т.к.
направление векторов, составляющих начальное поле напряжений,
может существенно отличаться.
Величину и направление действия суммарного вектора напря-
жений для плоской задачи можно найти следующим образом:
о2 =(orcos<xr +oTcosaT + orccosarc)2 +
+(orsinar +oTsinaT + cy|vsinaic)2, (15.17, d)
,ga = a,sina,+P,sina,+a„sina„ , (]5 p 0
ar cosar + cT cosaT + ore cosarc
273
где or,oT,Gre — соответственно модули векторов гравитационного,
тектонического и гидростатического напряжений, МПа; аг,а.г,агс —
соответственно углы между горизонтальной осью и направлением
действия векторов сг,от и огс, градус.
О латентной составляющей естественных напряжений в
массивах горных пород.
В отличие от описанной латентная составляющая представляет
собой как бы отпечаток картины напряжений, имевшей место в
рассматриваемой точке в определенный исторический период и
«замороженной» в породах в результате воздействия термических
и механических факторов.
Представления об их генезисе различаются, однако обнару-
женные экспериментально на настоящее время характеристики за-
ключаются в следующем.
В 1953 году немецкий ученый Й. Кайзер обнаружил в естест-
венных и искусственных твердых материалах, в том числе в горных
породах, явление акустоэмиссионного (АЭ) эффекта-памяти.
Формулировка этого явления звучит примерно так [39]: «Не-
воспроизводимость активности АЭ в процессе циклического на-
гружения при напряжениях, меньших максимально достигнутого
ранее значения напряжения. Резкое возрастание активности АЭ при
достижении этого «запомненного» значения» (рис. 15.5).
Рис. 15.5. Зависимости активности N и ^-параметра АЭ от напряжений в началь-
ном (кривая 1) и повторных циклах (кривые 2 и 3) нагружений:
1 — максимальное напряжение , достигнутое при предшествующем нагружении; 2 —
параметр ?? активности АЭ; 3 — fe-параметр АЭ при повторных нагружениях
274
Таким образом, «замораживается» информация о когда-либо
достигнутом в массиве пород максимальном уровне напряженного
состояния.
В качестве отклика в данном случае выступают параметры АЭ:
активность, интенсивность, fe-параметр эмиссии (^-параметр харак-
теризует амплитудное распределение сигналов АЭ).
Наряду с отмеченным установлены аналогичные в принципе элек-
тромагнитный эмиссионный, деформационный, ультразвуковой, элек-
трический, магнитный и другие эффекты памяти в горных породах.
Вместе с тем эффект памяти в других твердых телах, например,
в металлах по утверждению специалистов, не ограничивается вы-
дачей информации об имевшемся ранее напряженном состоянии.
Здесь фиксируют восстановление всего напряженно-деформиро-
ванного состояния тела, включая его форму.
Кроме того, нет удовлетворительного объяснения по сущности,
природе и значениям так называемых остаточных напряжений, от-
меченных при определении и анализе результатов непосредствен-
ных измерений параметров естественных напряжений в массивах
горных пород.
Эти и другие вопросы перечисленного ряда ждут ответов от ис-
следователей. А пока установленным и доказанным считается тот
факт, что естественные (начальные) напряжения в массивах горных
пород существенно отличаются от гравитационных, и из этого нуж-
но исходить при решении задач горной геомеханики.
Встречающееся упрощенное представление о том, что текто-
ническая составляющая естественных напряжений, будучи изна-
чально направленной субгоризонтально, в любом случае способст-
вует только увеличению устойчивости потолочин и междукамер-
ных целиков, не всегда правильно.
В конце 60-х — начале 70-х годов прошлого столетия появи-
лись первые работы в области геомеханики подземной разработки
руд, где были предложены методы учета тектонической состав-
ляющей напряжений при задании граничных условий.
Автором совместно с сотрудниками были предложены мето-
дики решения объемной задачи по определению геометрических
параметров этажно-камерной системы разработки, устойчивости
бортов карьеров и другие, где учитывалось влияние тектониче-
ских напряжений.
275
Тогда же была решена серия геомеханических задач но выявлению
влияния тектонических напряжений на устойчивость массивов пород в
борту и под дном карьера, ослабленных подземными камерами.
Решение задач на моделях из оптически активных материалов.
На первом этапе картина распределения напряжений при воз-
действии тектонической составляющей и совместном искажении её
карьерной выемкой и подземными камерами изучалась на моделях
из оптически активных материалов (рис. 15.6).
Модель Ж-1
Модель Ж-2
Рис. 15.6. Картина распределения максимальных касательных напряжений т^х в
нетронутом подкарьерном массиве пород:
модель Ж-1 — в гравитационном поле напряжений; модель Ж-2 — в интегральном поле гра-
витационных и тектонических напряжений
276
Значение горизонтальных тектонических напряжений в модели
задавалось в соответствии с выбранным масштабом, исходя из напря-
жений в 20 МПа в натуре. Тектонические напряжения воспроизводи-
ли путем сжатия модели в горизонтальном направлении с помощью
прямоугольного бруска расчетной толщины, вставляемого между соб-
ственно моделью и боковиной модельной рамки. Каждая из модели-
руемых схем включала в себя две модели, в одной из которых текто-
нические напряжения не воспроизводились. Это позволило в каждом
отдельном случае выяснить в чистом виде влияние тектонических на-
пряжений на напряженное состояние пород в борту карьера.
При наличии тектонических напряжений изотропная область сме-
стилась вниз, значительно увеличилась и повторяет конфигурацию вы-
емки модели. Наблюдается также значительная концентрация напря-
жений в местах сопряжения откоса с дном карьера. Это обстоятельство
может служить причиной частичного разрушения бортов в нижней час-
ти, которое может проявиться в виде шелушения или осыпания пород.
В моделях 3 и 4 (рис. 15.7) имитировались условия отработки
соответственно без тектонических горизонтальных напряжений и
при их наличии на момент, когда карьер достиг отметки безопас-
ной толщины потолочины над камерами. Модель 3 в сравнении с
моделью 4 имеет иную картину распределения напряжений.
На участках, расположенных под горизонтальной частью кон-
тура карьера, целики работают в основном на сжатие, а напряжения
ттах составляют примерно 50 % напряжений в целиках за предела-
ми влияния карьера. Область влияния карьера сказывается главным
образом на состоянии первых двух целиков (6 и 7), расположенных
непосредственно под откосом.
В модели Ж-4 область влияния борта карьера распространяется
на четыре целика (5,6, 7 и 8). Ось симметрии модели является линией,
разграничивающей влияние двух бортов карьера. Угол наклона по-
тенциальной поверхности разрушения в симметричных целиках этой
же модели, не изменяясь по абсолютной величине, меняет только свое
направление. Значение т1пах в одноименных целиках в моделях Ж-3 и
Ж-4 существенно не изменяется. Не изменяется также и угол потен-
циальной поверхности разрушения. Из четырех целиков, в которых
проявляется влияние борта при действии горизонтального поля на-
пряжений, по условиям устойчивости в наихудшем положении оказы-
ваются те же целики 6 и 7. Поскольку условия разрушения их не из-
менились, устойчивость этих целиков будет такой же, как и при от-
сутствии горизонтального поля напряжений (модель Ж-3).
277
Модель Ж-3
Модель Ж-4
Рис. 15.7. Распределение напряжений ттах при расположении подземных камер
под дном карьера:
модель Ж-3 — в поле гравитационных напряжений; модель Ж-4 — в поле совместных гра-
витационных и тектонических напряжений
Таким образом, действие горизонтального поля напряжений
проявляется в увеличении области влияния карьера на целики.
При отсутствии бокового поля напряжений с углублением вы-
емки устойчивость одноименных целиков несколько снижается за
счет уменьшения угла наклона потенциальной поверхности разру-
шения при практически одинаковых действующих тП1ах. Так, для це-
лика 7 этот угол (от вертикали) изменяется от 60° в модели Ж-3 до
50° в модели Ж-4. Устойчивость целика 7 в модели Ж-5 уменьшится
278
Модель Ж-5
Модель Ж-6
Рис. 15.8. Распределение ттал при пересечении горизонта подземных камер карье-
ром:
модель Ж-5 — в поле гравитационных напряжений; модель Ж-6 — в поле совместных гра-
витационных и тектонических напряжений
на 15 % относительно устойчивости целика в модели Ж-3. Пример-
но на такую же величину изменяется и устойчивость целика 8.
Действие горизонтального поля напряжений (модель Ж-6) в
сравнении с аналогичной схемой без боковых напряжений (модель
Ж-5) при углублении выемки хорошо заметно (рис. 15.8). Значи-
тельно уменьшается угол наклона направления действия касатель-
ных напряжений, что снижает устойчивость целиков на сдвиг за
счет уменьшения нормальной составляющей к потенциальной по-
верхности разрушения. Для целика 7 этот угол уменьшается с 50°
279
до 30—35°, устойчивость на 30—35 %. В целике 8 угол действия
изменяется от 70 до 55°, а устойчивость снижается на 15 %.
Недостаточные размеры моделей не позволяют определить об-
ласть влияния карьера при наличии поля горизонтальных напряже-
ний. Модели, выполненные по подобной схеме в более мелком
масштабе, показали, что при отсутствии горизонтального поля на-
пряжений область влияния карьера затрагивает три ближайших к
откосу борта целика, а при наличии поля горизонтальных напряже-
ний — четыре целика. Очевидно, размеры этой зоны зависят от ве-
личины поля горизонтальных напряжений. Как и во всех предыду-
щих случаях в наибольшей степени влияние различных факторов
проявляется на первом от откоса целике.
При отсутствии поля горизонтальных напряжений изменение
устойчивости целиков с понижением уровня выемки снижается
значительно меньше. По-видимому, влияние горизонтального по-
ля напряжений на устойчивость целиков в борту карьера проявля-
ется тем больше, чем больше абсолютная величина горизонталь-
ных напряжений. Наблюдение картины деформации массива бор-
та карьера и механизм взаимодействия элементов подработанного
откоса при действии горизонтальных напряжений позволяют
предполагать, что наибольшее влияние горизонтальных напряже-
ний на устойчивость целиков в откосе приходится на момент, ко-
гда дно карьера переходит через отметку подошв камер. Этот мо-
мент характеризуется тем, что «ножка» целиков остается практи-
чески неподвижной, в то время как верхняя его часть с вышеле-
жащим массивом испытывают наибольшие относительные пере-
мещения в сторону свободной поверхности откоса за счет затуха-
ния напряжений по мере приближения к откосу вызванных этим
деформаций. Происходит как бы «опрокидывание» целика в сто-
рону выемки. По мере углубления карьерной выемки (ниже от-
метки подошвы камер) эффект «опрокидывания» будет умень-
шаться за счет совместности деформации пород на отметках
кровли и подошвы камер. По всей вероятности, такое явление
имеет место при выемке и без горизонтального поля напряжений,
однако уловить его трудно из-за небольших деформаций.
Горизонтальное поле напряжений, следовательно, проявляется
в увеличении области влияния карьера и снижении устойчивости
целиков в зоне влияния вследствие уменьшения угла наклона потен-
280
циальной поверхности разрушения целиков. Устойчивость бли-
жайших к откосу борта целиков за счет действия горизонтального
поля напряжений величиной 20 МПа снижается в среднем на 1/3
относительно аналогичных схем без действия горизонтальных
напряжений.
Устойчивость целиков в зоне влияния борта карьера определя-
ется способностью их противостоять сдвигающим усилиям. Потен-
циальная поверхность сдвига совпадает с направлением действия
максимальных касательных напряжений и направлена приблизи-
тельно по диагонали целика. При таком характере работы целиков
расчет их размеров или проверку на прочность при заданных усло-
виях можно выполнить по условиям предельного равновесия.
Решение задач методами математического моделирования.
Реализация изложенной ранее схемы определения устойчиво-
сти целиков затруднена сложностью выполнения условий одно-
временного силового и деформационного подобия на оптических
моделях. Кроме того, при оптическом моделировании весьма тру-
доемко определение нормальных напряжений, что необходимо для
решения задачи по намеченной схеме. Возможности математиче-
ского моделирования для определенного круга задач неизмеримо
большие, чем возможности физического или аналогового модели-
рования. Среди методов математического моделирования для оп-
ределения перемещений, напряжений и деформаций в сложных
системах, какими являются схемы комбинированной разработки,
широко используется метод конечных элементов (МКЭ).
МКЭ основан на вариационных принципах и методах строи-
тельной механики. Использование их позволило создать методику
приближенных расчетов для численного решения широкого круга
разнохарактерных задач с помощью вычислительной техникии. Это
имеет особое значение для горной геомеханики, так как существую-
щие аналитические решения основаны на рассмотрении элементар-
ных расчетных схем, значительно упрощающих реальные условия.
Оценить погрешность таких решений бывает очень трудно.
Идея МКЭ в приложении к решениям задач теории упругости
заключается в том, что рассматриваемая область сплошной среды
представляется в виде совокупности конечного числа отдельных
281
элементов, связанных в узловых точках конечным числом узловых
связей. Каждому элементу предписываются конкретные свойства,
определяемые упругими и геометрическими характеристиками
среды таким образом, чтобы сохранить свойства первоначальной
среды при нахождении деформаций и напряжений в каждом ее со-
ставном элементе. Наличие конечного числа узловых связей эле-
ментов дает возможность с помощью методов матричной алгебры
проанализировать работу всего сооружения.
Однако разделение сплошной среды на элементы в МКЭ не
означает ее разрезание, элементы не являются обособленными час-
тями; они лишь выделяются из среды для рассмотрения в них на-
пряженно-деформированного состояния. Следовательно, сплошная
среда после разделения на элементы не утрачивает своего основно-
го свойства — сплошности.
Решение конкретных задач с помощью МКЭ предусматривает
выполнение ряда операций. Важнейшими из них являются:
1. Разработка расчетной схемы, включающей в себя:
а) установление исходных параметров (геометрические разме-
ры, объемные веса, нагрузки, показатели деформируемости);
б) назначение сетки разбивки;
в) установление граничных условий.
2. Программирование задачи для решения с применением вы-
числительной техники и реализация решения.
3. Предварительное представление результатов.
4. Повторные решения при необходимости изменения густоты
сетки разбивки на определенных участках исследуемой области,
при корректировке деформационных характеристик для нелиней-
ных задач и т.п.
5. Окончательное представление результатов.
Из перечисленных элементов наиболее сложным и трудоем-
ким является составление программы.
В настоящей работе использована программа МКЭСДТ, усо-
вершенствованная сотрудниками ВИОГЕМа под руководством и
участии автора настоящей работы [40].
В том случае, когда подземная разработка выполняется в бор-
тах и под дном карьера без обрушения руды и вмещающих пород,
чаще всего используют варианты камерно-целиковых схем соот-
ветствующих систем разработки.
282
Посредством решения геомеханических задач, присущих этим
условиям, показано, что в механической системе «карьерная выемка
— массив пород — подземные камеры и целики» наиболее слабым
звеном предстают междукамерные и панельные опорные целики.
Поэтому указанный вариант для исследования выбран как
наихудший с точки зрения устойчивости целиков. При прочих не-
изменных условиях наличие закладки в камерах снижает напряже-
ния imax в целиках, а увеличение глубины выемки сопровождается
ростом этих напряжений.
Расчет напряжений-деформаций выполнялся по программе
МКЭСДТ для плоско деформированного состояния изотропного
однородного массива (рис. 15.9). При выборе размеров расчетной
области и назначении граничных условий руководствовались теми
же соображениями, что и при моделировании на оптически актив-
ных материалах.
Угол откоса борта карьера по рудной толще принят 50°. Ввиду
значительного различия упругих характеристик покрывающих по-
род и кристаллической толщи воздействие покрывающих пород
воспроизведено приложением к узлам расчетной сетки сил по
кровле рудной толщи из расчета мощности покрывающих пород
=150 м, среднего значения объемного веса уп = 21 Н/м3, угла
откоса по покрывающим породам ап = 27°.
Расчетные значения модуля упругости Еы, коэффициента Пу-
ассона рм и объемного веса ум для кристаллического массива при-
няты по данным лабораторных определений с учетом уменьшения
модуля упругости массива за счет структурной раздробленности.
При назначении сетки конечных элементов руководствовались
известными положениями метода: густота сетки определяется ожи-
даемым градиентом напряжений интересующего нас участка рас-
четной области и желаемой степенью точности расчета. Чем гуще
сетка конечных элементов, тем точнее получаемые результаты.
Этот принцип и соблюдался при назначении сетки элементов в
трех ближайших к откосу целиках. При этом на густоту сетки интере-
сующей нас области накладывается ранее отмеченное ограничение:
разность номеров двух соседних точек сетки не должна превышать 28.
Так как влияние откоса сказывается в наибольшей степени на
первых трех целиках, далее будем рассматривать устойчивость
именно этих целиков.
283
Рис. 15.9. Расчетная схема элементов однородного массива
Полученные решения были представлены графически в виде изо-
линий. При вычерчивании изолиний напряжений для отдельных це-
ликов и их анализе стало очевидным, что принятая густота сетки тре-
угольников недостаточна и при сложных условиях нагружения цели-
ков дает лишь самое общее представление о фактической картине рас-
у, м
пределения напряжений. При относи-
тельно редкой сетке треугольников по
площади отдельных целиков и боль-
ших градиентах напряжений распре-
деление их существенно сглаживалось
что затрудняло определение потен-
циальных областей разрушения цели-
ков. Было признано, что решить пос-
тавленную задачу в один прием не
удасться. Необходимо было получить
более детальную картину распределе-
ния напряжений в целиках, при этом
сгустить сетку треугольников в них на
общей расчетной схеме (см. рис. 15.9)
не представлялось возможным из-за
накладываемых используемой про-
граммой условий.
Рис. 15.10. Расчетная схема для целика
284
Применительно к возможностям используемой программы
был избран следующий путь двухэтапного решения: из общего ре-
шения задачи определяли деформации-смещения по четырем угло-
вым точкам целика, далее при более детальной разбивке площади
целика на элементы решали частную задачу определения внешних
(по верхнему контуру) сил такой величины и направления, чтобы
получить нужные смещения и деформации в контрольных точках
целика. Задачу на втором этапе решали методом последовательно-
го приближения к контрольным величинам деформаций-смещений
путем подбора сил, сообразуясь с характером деформации целика.
После некоторого навыка такая задача решалась за 8—10 последо-
вательных решений с применением вычислительной техники и с
выдачей на печать только смещений. Когда подобранные таким пу-
тем силы давали отклонения в деформациях-смещениях целика не
более ±0,1 мм от контрольных, задача считалась решенной и на пе-
чать выводилась полностью предусмотренная программой инфор-
мация. Расчетная схема и сетка конечных элементов для отдельно-
го целика приведены на рис. 15.10. Значения контрольных величин
смещений-деформаций целиков, полученных из общего решения
задачи, приведены в табл. 15.1.
Данные этой таблицы получены по смещениям целиков в точ-
ках 1, 2, 3, 4, (см. рис. 15.10). Как видно из таблицы, прибортовые
целики испытывают вертикальные деформации сжатия с одновре-
менным сдвигом верхней части целика в сторону откоса. Верти-
кальные деформации целика справа и слева различны, причем де-
формация целика слева (со стороны массива) больше.
Деформация целика на оси X практически отсутствует, но
происходит перемещение (наклон целика) в сторону откоса.
Таблица 15.1
Смешения Дх и деформации Ду прибортовых целиков
Номера целиков Дх, мм Ду, мм
Слева Справа
I +11,9 -9,9 -9,0
2 +8,9 -14,7 -12,3
3 +6,8 -17,6 -16,4
9 0 -24,0 -24,0
285
Рис. 15.11. Схема к определению сме-
щений целика
Для сравнения в табл. 15.1
приведена деформация целика 9,
на характер работы которого от-
кос уже не влияет. Смещения
верхней части целика даны с
учетом изменения положения ниж-
ней бровки целика, как показано
на рис. 15.11, где Лх = 8V + &х",
h
О tr Q
ох — —оу.
a
Влияние откоса борта на нагружение целиков хорошо видно на
эпюрах, полученных в процессе подбора сил, которые обеспечивают
заданные смещения-деформации целиков (рис. 15.12). Сумма верти-
кальных сил в пределах прямоугольника соответствует полному на-
гружению целика за пределами влияния откоса (целик 9). С качест-
венной стороны влияние откоса на характер нагружения целиков вы-
ражается в уменьшении суммы вертикальных сил по мере приближе-
ния к откосу. Так, для целика 3 вертикальная нагрузка составляет 67 %
полной нагрузки (за пределами влияния откоса), для целика 2 — 50 %
и для целика 1 — всего лишь 30 %. Диаграмма вертикальных нагрузок—
треугольная для целика 1, трапециевидная — для целиков 2 и 3, при-
чем по мере удаления от откоса диаграмма в виде трапеции быстро
приближается к прямоугольной. Пятый от откоса целик практически
уже несет полную вертикальную нагрузку.
Для горизонтальных сил Рх наблюдается обратная закономер-
ность. Наибольшая величина горизонтальных сил отмечается для
целика 1, для' целика 2 она составляет 87 %, для целика 3 — 62 %
от сил, действующих на целик 1. Горизонтальные перемещения,
вызванные действием сил Рх, с удалением от откоса затухают не-
сколько медленнее в сравнении с действием Pv, но величина их не-
значительна. Приведенные диаграммы нагружения прибортовых
целиков (см. рис. 15.12) являются хорошей иллюстрацией измене-
ния нагрузок на целики вследствие образования откоса заданных
размеров. Использованный прием получения эквивалента дейст-
вующих нагрузок оказался полезным и при решении задач опреде-
ления оптимальных размеров целиков или проверки их устойчиво-
сти в сложных условиях нагружения.
286
Рис. 15.12. Эпюра эквивалентных нагрузок на целики 3,2 и 1
Частные решения о распределении напряжений ттах, 8Л , 8?,
в первых трех целиках при воздействии на них подобранных
описанным ранее способом сил представлены на рис. 15.12—15.16
в виде изолиний.
Рис. 15.13. Распределение максимальных касательных напряжений ттал в приборто-
вых целиках 3, 2 и 1
287
3 2 1
Рис. 15.14. Распределение нормальных напряжений 5Х в прибортовых целиках 3,
2м1
Рис. 15.15. Распределение нормальных напряжений 5V в прибортовых целиках
3,2 и I
Рис. 15.16. Распределение касательных напряжений в прибортовых целиках 3,2 и 1
На рис. 15.17 для сравнения показано распределение этих же
напряжений для целика за пределами влияния откоса борта карьера
(целик 9). Общая закономерность влияния откоса сказывается пре-
жде всего, в асимметрии распределения напряжений в целике. Эта
асимметрия тем больше, чем ближе целик к откосу. По мере при-
ближения к откосу все напряжения в целиках уменьшаются.
Рис. 15.17. Распределение напряжений в целике за пределами влияния откоса:
б-8л; в-8, ; г-т^
289
Рис. 15.18. Схема к определению напря-
жений, нормальных к площадке произ-
вольного направления
Ход решения задачи по опре-
делению устойчивости целиков в
зоне влияния откоса борта карье-
ра сводится к расчету значений
удерживающих и сдвигающих сил
по потенциальной линии разру-
шения целика (линии скольжения),
соотношение которых определяет
степень устойчивости целика [формулы (15.18) и (15.19)].
Потенциальная линия сдвига в целике довольно легко устанав-
ливается на графиках максимальных касательных напряжений ттах.
Для ведения расчетов линия скольжения разделена на прямолиней-
ные участки, в пределах которых значение соответствующих на-
пряжений принимается постоянным и равным среднему значению
показателя для данного участка.
Удерживающие силы определяются суммированием напряже-
ний, перпендикулярных к направлению действия максимальных
касательных напряжений
P = ^(onitg<p + C)Si.,
i=i
(15.18)
где — составляющая напряжений, перпендикулярных к потен-
циальной поверхности скольжения; tg(p — коэффициент трения по
этой же поверхности; С — сцепление.
Сдвигающие силы по потенциальной поверхности разрушения
целика в плоском сечении, равные сумме произведений ттах на дли-
ну отдельного участка потенциальной поверхности разрушения 5,-:
T = £t„S,. (15.19)
1=1
Если для расчета сдвигающих усилий по линии скольжения Т
[формула (15.19)] все необходимые данные можно получить непо-
средственно из графиков (см. рис. 15.13), то для определения удер-
живающих сил Р необходимо вычислить нормальные к площадке
290
сдвига напряжения <j„ и принять значения входящих величин сцеп-
ления С и угла внутреннего трения <р массива в формулу (15.18).
Для плоской задачи значение нормальных к площадке сдвига
(сжимающих) напряжений оп через нормальные напряжения и
<зу, действующие в направлении осей ох и оу, и касательные на-
пряжения тл> вычисляются по известному соотношению теории
упругости:
cos2 а + ау sin2 а + тЛ?, sin 2а. (15.20)
Пояснительная схема к вычислению а„ показана на рис. 15.18.
По намеченным потенциальным поверхностям сдвига в цели-
ках 1, 2, 3 (см. рис. 15.13—15.16) сдвигающие силы вычисляют по
формуле (15.19), а удерживающие силы — по формуле (15.18) с
использованием значений <р на отдельных участках поверхности
сдвига.
Результаты исследований показывают, что устойчивость при-
бортовых целиков возрастает по мере их приближения к откосу.
Первый от откоса целик будет иметь запас устойчивости 1,49, вто-
рой — 1,28; третий — 1,22. При определении сцепления запас
прочности целиков за пределами влияния откоса принят равным
единице, поэтому запас устойчивости прибортовых целиков отно-
сительный. По мере выхода междукамерных целиков в откос борта
карьера их устойчивость возрастает до 1,5.
15.2. Неоднородность массивов горных пород
Важнейшей отличительной от других сред особенностью мас-
сивов горных пород является их неоднородность.
В данном случае различают неоднородность структурную,
петрографическую, физическую, механическую.
В перечисленных разновидностях проявляющейся неоднород-
ности массива пород мы намеренно ограничились лишь теми, ко-
торые существенно влияют на геомеханические процессы в поро-
дах, на технологию добычи полезных ископаемых.
Развивая этот подход, заметим, что далее будем рассматривать
и анализировать те из них, которым по разным причинам было
291
уделено недостаточно внимания, например в [35], или те, которые
особенно важны с точки зрения комбинированной разработки
месторождений.
Рассмотрим, например, трансформацию двух естественных со-
стояний массива горных пород: напряженного и деформированного.
Мы убедились, что массиву горных пород как части земной ко-
ры свойственны начальные естественные напряженное и деформи-
рованное состояния, сформировавшиеся под воздействием внешних
и внутренних усилий за весь период развития земной коры.
При этом деформированное состояние массивов представлено
совокупностью пликативных и разрывных нарушений их сплошности.
Непосредственные измерения в нетронутых массивах пород и
полученные при этом параметры полей напряжений в целом удов-
летворительно коррелируются с элементами залегания складчатых
структур регионов.
Это говорит о том, что следящая составляющая современных
тектонических напряжений и указанные складчатые структуры
взаимосвязаны и в целом отражают преимущественно современ-
ные циклы изменения напряженно-деформированного состояния
региона.
Другое дело, разрывные нарушения сплошности массивов по-
род. В отличие от пликативных они и в настоящее время проявля-
ются в виде наблюдаемой слоистости и трещиноватости массивов
практически во всем генетическом диапазоне: от эндогенных (пер-
вичных), вызванных сокращением массы при диагенезе осадков и
остывании изверженных пород, до экзогенных, образовавшихся в
результате воздействия на массив тектонических усилий.
А в результате последующего метаморфизма пород и цикличе-
ских тектонических процессов в массивах пород сформировались
системы поверхностей разрыва сплошности иерархического харак-
тера, которые расчленяют массив на отдельные структурные блоки
по схеме «эффекта матрешки».
Таким образом, структурная расчлененность массивов пород
проявляется на различных масштабных уровнях: от кристалличе-
ского до глобально регионального.
Применительно к задачам горной геомеханики можно с опре-
деленной долей условности выделить три обобщенных масштаб-
ных уровня (порядка) структурной расчлененности массивов гор-
ных пород, определяемых размерами структурных блоков.
292
Структурная расчлененность I порядка — тектонические зо-
ны разлома и разрывные нарушения сплошности участков земной
коры (регионов) с линейными размерами образующихся структур-
ных блоков, соразмерными с линейными параметрами объектов ис-
следований (10 м и более). К этой группе отнесен большой и раз-
нообразный ряд разрывных нарушений массива, начиная от систем
разломов планетарного заложения с размерами блоков 200—1000
км до локальных, когда расстояние между трещинами находится в
пределах первых десятков метров.
Структурная расчлененность II порядка — широко распростра-
ненная макротрещиноватость массива пород в пределах одного слоя,
линзы, пачки и т.д. Сюда относятся поверхности ослабления в масси-
ве различного происхождения, включая трещины напластования, ли-
тогенетические, тектонические и др. Размеры структурных блоков,
образуемых трещинами этого класса, находятся в пределах 0,1—10 м.
Структурная расчлененность III порядка охватывает как мак-
роскопическую (с размерами элементов менее 0,1 м), так и микро-
скопическую структуру. Здесь объединен довольно широкий ряд
структурных образований, включающий в себя расчлененность
петрографическую, минералогическую, кристаллическую, каждая
из которых представляет самостоятельный масштабный уровень.
Объединение их в данном случае в один класс увязано с
требованиями и спецификой задач горной геомеханики.
Качественное и количественное влияние структурной расчленен-
ности массива на его деформационные, прочностные и фильтрацион-
ные свойства зависит от масштабов объекта и на различных масштаб-
ных уровнях неодинаково. При переходе с одного масштабного уров-
ня на другой количественное влияние структурной неоднородности на
качества объекта изменяется скачкообразно (рис. 15.19).
Рис. 15.19. Влияние масштабного фактора на механическую характеристику р массива:
0—1 — уровень структурного блока; 1—2 — уровень элементарного объема; 2—3 — уро-
вень участка массива
293
Рис. 15.20. Диаграмма структурной неоднородности массивов пород
Вопросы относительности в структурной неоднородности твердых
тел и массивов горных пород подробно исследованы во многих работах.
С использованием содержащейся в этих работах методики построена
диаграмма (рис. 15.20) применительно к задачам горной геомеханики.
Обозначенные параметры определены на основании приведенной схе-
мы масштабных уровней структурной расчлененности массивов и их
количественных характеристик. По оси абсцисс отложены линейные
размеры структурных блоков / с выделением масштабных уровней,
по оси ординат — линейный размер рассматриваемого объекта /об
(размер образца, выработки, целика, зоны сдвижения и т.д.).
Диагональная линия соединяет точки, соответствующие зна-
чению элементарного объема для различных масштабных уровней.
Как было условлено ранее, в качестве элементарного объема при-
нимаем минимально допустимый представительный объем среды.
При построении диаграммы (ее диагонали) использовано соотно-
шение щ= —>10-5-20. Заштрихованные области соответствуют
^стр
неустойчивой квазиоднородности среды, обусловленной разбросом
значений показателей структурной раздробленности.
294
Диаграмму следует рассматривать как обобщенную картину
влияния масштабного фактора на свойства объекта.
В математическом смысле массив горных пород можно счи-
тать сплошной средой, в которой при переходе от точки к точке
бесконечно малому приращению координат соответствуют и бес-
конечно малые изменения величин, характеризующих свойство или
состояние этой среды.
При решении задач методами механики сплошной среды вначале
рассматривается состояние среды в бесконечно малом объеме (в точ-
ке), а затем от состояния в точке переходят к состоянию тела в целом.
Следовательно, прежде чем использовать методы механики
сплошной среды для решения задач механики горных пород, необ-
ходимо дать определение понятию «бесконечно малый объем»
применительно к массиву горных пород.
Проще всего в качестве такого бесконечно малого объема
взять электрон или протон. Но ни одна из этих или других элемен-
тарных частиц не обладает всеми свойствами представляемой сре-
ды массива горных пород. Элементарный объем должен быть
представительным.
Основным критерием представительности элементарного объ-
ема в современном материаловедении принято минимальное коли-
чество зерен в пределах элементарной площадки, которое сохраня-
ет все характерные свойства среды.
Этот принцип может быть распространен и на массив горных
пород, т.к. он представляет собой структурно раздробленную среду
на самых различных масштабных уровнях.
Некоторые исследователи рекомендуют диаметр элементарной
площадки принимать таким, чтобы укладывалось не менее 30 зерен
и соответствующее количество цемента. В связи с этим диаметр
элементарной площадки будет зависеть от соотношения площадей,
занятых зернами и цементом.
Анализ структуры горных пород показывает, что цемент мо-
жет занимать от 0 до 25—30 % площади. Следовательно, в зависи-
мости от структуры пород диаметр элементарной площадки
d = (5,5-г-6,5) 8, (15.21)
где 8 — диаметр зерна.
Полученное значение элементарной площадки будет мини-
мально допустимым.
295
Во многих геомеханических задачах большое значение имеет
соотношение линейных размеров элементарного объема и иссле-
дуемого объекта.
Считается, что структурная неоднородность перестает сущест-
венно искажать деформационные характеристики объема (массива)
при соотношении
щ=-^->10. (15.22)
^сгр
Это соотношение не может оставаться постоянным для всех
задач, однако в большинстве случаев приемлемым является т =
= 10-5-20. В отдельных задачах, не требующих большой точности
результатов решения, может допускаться соотношение, определяе-
мое зависимостью (15.22).
Понятие сплошности массива горных пород не совпадает с по-
нятием сплошности в математическом смысле. Из-за необоснован-
ного применения принципов сплошной среды к решению задач
механики горных пород могут возникнуть ошибки.
Структурная раздробленность массива имеет многоступенча-
тый характер и приводит к структурной неоднородности механиче-
ских свойств, т.е. неоднородности, вызванной не физическими раз-
личиями пород (физическая неоднородность), а различиями, на-
пример, деформационных характеристик, обусловленными меха-
нической расчлененностью массива.
Исследованиями, выполненными на структурных моделях из
оптически-активных материалов, установлено, что в пределах са-
мого структурного элемента (блока) поле напряжений также неод-
нородно. Проявляется эта неоднородность, главным образом, в
концентрации напряжений в угловых и приконтактных зонах эле-
ментов. Размеры структурных элементов колеблются обычно в
пределах 0,3—1 м. Измерительная скважина в общем случае про-
извольно ориентируется относительно направлений трещиновато-
сти массива и поэтому при проходке последовательно пересекает
структурные элементы в различных участках.
База измерения деформаций упругого восстановления при ме-
тоде разгрузки не превышает 30—50 мм, поэтому тензометриче-
ская розетка может попасть на различные по интенсивности на-
пряжений участки структурного блока. Оценка относительных ве-
296
личин напряжений в структурном блоке по площадкам, соразмер-
ным с поперечным размером тензорозетки, показывает, что коэф-
фициент концентрации напряжений может достигать 3—5 и более.
В рассматриваемом случае структурная раздробленность соз-
давалась членением модели на прямоугольные элементы, ориенти-
рованные диагоналями по вертикали (рис. 15.21). Графики измене-
ния максимальных касательных напряжений построены для трех
элементов вдоль профильных линий, совпадающих с диагоналями,
в направлении сверху вниз.
Физическая неоднородность массива обусловлена его минера-
логической и петрографической неоднородностью. Применительно
к задаче измерения напряжений физическая неоднородность может
проявляться на двух масштабных уровнях: минеральные неодно-
родности и включения, соразмерные с базой измерений или вели-
чиной структурного блока; локальные включения или чередование
массивов различных видов горных пород, размеры которых пре-
вышают длину измерительных скважин.
Влияние второй разновидности физической неоднородности
массива на результаты измерения напряжений можно зафиксиро-
вать и выделить или учесть. Учесть влияние первой, так же как и
структурной неоднородности, сложнее.
Рис. 15.21. Изменение максимальных касательных напряжений в структур-
ных элементах по длине Г.
а — схема модели; 1,2,3 — структурные элементы
297
Характер качественного и количественного совместного влия-
ния структурной раздробленности и физической неоднородности
массива пород на результаты определения напряжений можно ил-
люстрировать фактическими материалами измерений на Коробков-
ском месторождении КМА.
На рис. 15.22 показано изменение вертикальной составляющей
ог естественных напряжений, полученное по измерениям методом
разгрузки в зависимости от масштабного уровня. Можно видеть,
что ог знакопеременно изменяется в пределах одного уровня и
скачкообразно — при переходе с одного уровня на другой.
Зона I, условно отнесенная к первому масштабному уровню
структурной неоднородности, соответствует линейно двум-трем
метрам по длине скважины (горизонтальной) при измерениях вне
зоны влияния горной выработки. Изменчивость ог здесь характери-
зуется графиком 1 и отражает взаимоотношения структурно-
физической неоднородности массива и методических (с техниче-
скими) основ метода разгрузки. В структурном отношении зону ха-
рактеризуют элементы (блоки) в пределах единиц первого десятка
(3—5 шт.), что не является, как будет показано далее, представи-
тельным.
Рис. 15.22. Изменение cz в горизонтальной плоскости по длине L
298
Статистически усредненный график изменения о. на этом
уровне представлен прямой АВ.
Второй масштабный уровень (зона II) отражает горизонталь-
ные размеры от нескольких десятков до первых сотен метров. Для
зоны характерна литологическая однородность массива. На рис.
15.22 этот уровень представлен измерениями в горизонтальной
скважине длиной 30 м. Вариации вертикальной составляющей на-
пряжений вдоль скважины иллюстрируются графиком 2, который
отражает влияние структурной неоднородности массива и ошибок
собственно измерений. Статистическая выборка (количество
структурных элементов, пересекаемых скважиной) здесь значи-
тельна, что и отражается достаточно устойчивыми колебаниями
около среднего (линия CD) частных значений параметра.
Третий уровень (зона III) включает в себя более обширные об-
ласти с массивами пород, различными по литолого-петрографи-
ческим особенностям. Размеры этих областей (участков) могут ко-
лебаться от нескольких десятков до сотен метров и более. Отличи-
тельной особенностью массивов пород здесь является зависимость
их напряженного состояния от физических и механических харак-
теристик литологических разностей.
На рис. 15.22 изменение oz на этом уровне представлено гра-
фиком 3. На изученном участке Коробковского месторождения эта
линия ориентирована вкрест простирания пород и соответствует в
интервале CDG — массиву железистых кварцитов (Е = 9-104 МПа,
ц = 0,2 ), в интервале GM — приконтактной зоне кварцитов
(Е' = 7-104 МПа, ц = 0,22).в интервале MN — приконтактной зоне
окремненных сланцев (Е = 6 • 104 МПа, ц = 0,25), в интервале NK—
зоне окремненных сланцев (Е = 5-104 МПа, ц = 0,30). Таким обра-
зом, наглядно иллюстрируется влияние физической неоднородности
массива на этом масштабном уровне на величину вертикальной со-
ставляющей напряжений. Линия EF представляет статистически ус-
редненный график изменения ог в рассматриваемой области.
Из анализа приведенного примера следует, что на различных
масштабных уровнях один и тот же параметр поля естественных
напряжений может отличаться качественно (см. характер измене-
ния средних АВ, CD и EF) и количественно. Следовательно, пред-
299
ставительность результатов экспериментального определения па-
раметров напряжений индивидуальна и. ограничена рамками соот-
ветствующего масштабного уровня.
Результаты измерений, полученные на разных масштабных
уровнях, могут использоваться для решения различных круга геоме-
ханических задач. Данные о напряжениях на первом масштабном
уровне неправомерно использовать в задачах, охватывающих уда-
ленные от боков выработок участки массива. Второй масштабный
уровень довольно универсален, а результаты измерения параметров
напряжений отражают состояние массивов как ограниченных (со-
размерных с горными выработками, опорными целиками и т. д.), так
и достаточно обширных участков. Однако представительность изме-
рений следует все же обосновывать для каждой задачи.
Представительным по состоянию и свойствам для массивов
горных пород является некоторый объем (названный элементар-
ным), который включает в себя минимально необходимое количе-
ство структурных блоков. По поводу последнего среди специали-
стов имеются различные мнения. С достаточной для решения тех-
нических задач надежностью можно это минимальное количество
структурных блоков в элементарном объеме принять равным 125—
165, что соответствует соотношению между размерами элементар-
ного объема и структурного блока:
L = (5+5,5)Z. (15.23)
Рис. 15.23. Схема к определению минимального объема элемента массива пород
при изменении напряжений
300
Следовательно, каждая из трех взаимно ортогональных сква-
жин должна пересекать не менее 5—6 структурных блоков (рис.
15.23). Это соотношение обеспечивает сохранение характеристик
состояния и свойств массива принципиально. В рассматриваемом
случае это условие является необходимым, но не достаточным.
Следует произвести вероятностно-статистическую оценку показа-
телей элементарного объема.
Из работ по математической статистике известно, что распре-
деление средних, полученных из последовательных случайных вы-
борок, близко к симметричному при численности выборки не ме-
нее 30. Но так как мы каждую составляющую напряжений опреде-
ляем дважды (при трех взаимно перпендикулярных скважинах), то
число структурных блоков по каждому направлению может быть
30
сокращено до —- 21.
V2
Таким образом, при измерении напряжений методом разгрузки
статистически предпочтительным является соотношение
£>20/. (15.24)
Чрезвычайно важно установить минимально необходимое
число точек определения напряжений по каждой скважине. Для
этого удобно воспользоваться формулой определения ошибки
средней арифметической признака [24]:
(15.25)
где шо — средняя квадратическая ошибка единичного определения
напряжения (т.е. в одной точке измерений); п — число измерений
(точек); t — коэффициент Стьюдента.
Число точек
Для численного решения задачи необходимо знать значения
величин, находящихся в правой части равенства.
Среднюю квадратическую ошибку одного определения можно
найти экспериментально-статистически путем вычисления квадра-
301
тов отклонений частных определений относительно средней ариф-
метической.
Резюмируя изложенное относительно влияния структурной
расчлененности массива горных пород на результаты определения
напряжений путем непосредственных измерений, можно отметить
следующее:
1. Принимая условия (15.21) или (15.22) в качестве критериев
сплошности трещиноватого массива пород, можно утверждать,
что результаты экспериментальных методов определения напря-
жений на больших базах (сейсмометрические, радиометрические,
электрометрические, по зонам обрушений пород и др.) отражают
в основном параметры следящей компоненты естественного поля
напряжений.
2. Результаты натурных определений напряжений, основанные
на измерениях изменения состояния пород на малых базах (методы
полной и частичной разгрузки, гидроразрыва пород, скважинных
деформометров и др.) уже в большей мере отражают латентную со-
ставляющую естественного поля напряжений, хотя эффект упруго-
го восстановления измеряемых элементов пород и здесь в
основном обязан все же следящим напряжениям.
Тем не менее с уменьшением абсолютных размеров структур-
ных элементов I, их напряженное состояние всё в большей мере за-
висит от латентной составляющей. Анализ результатов исследова-
ний [39, 40, 42] показывает, что заметное для технических задач
проявление этого фактора начинается с размеров I < 0,1 м.
3. Уменьшение статистически среднего значения ог (см. рис.
15.22) как в пределах выделенного структурного уровня, так и при
переходе на масштабный уровень более высокого порядка отража-
ет, видимо, снижение влияния латентных напряжений (в том числе
и «эффекта памяти напряжений»).
4. Методы расчетов горно-технических сооружений и их эле-
ментов (устойчивых обнажений пород, целиков, потолочин и др.) в
большинстве своём не учитывают структурную расчлененность
массивов, и поэтому при строгом анализе методик и результатов
возникает немало вопросов.
А совпадение результатов расчетов с наблюдаемыми парамет-
рами, привлекаемое в защиту таких методов, является видимым, т.е.
не по сути, и представляет собой следствие подбора числовых ко-
эффициентов при анализе экспериментальных данных.
302
5. Современные темпы развития компьютерных технологий
позволяют предположить, что в ближайшие годы станет возмож-
ным формирование механико-математических моделей, отражаю-
щих, кроме всего прочего, структурную неоднородность и факти-
ческое напряженное состояние массива горных пород.
Это позволит решать геомеханические и технологические за-
дачи горного дела на выбранном масштабном уровне с учетом ука-
занных ранее характеристик массивов.
15.3. Некоторые положения механизмов
ДЕФОРМИРОВАНИЯ И РАЗРУШЕНИЯ ПОРОД
Рассмотрим принципы образования зон деформаций и разру-
шений массива подработанных пород с позиций энергетических
гипотез.
Согласно второму закону термодинамики, в сплошной изо-
тропной среде энергия переходит из мест с большей её концентра-
цией в области с меньшей концентрацией.
Следовательно, энергия разрушения (например, энергия взры-
ва), зародившаяся в точке S бесконечного пространства, распро-
страняется во все стороны равномерно и с одинаковой скоростью
(рис. 15.24, а), образуя шаровой фронт упругой волны сжатия.
В бесконечном полупространстве такой же среды (рис. 15.24, б)
траектории перемещения потока энергии из области S будут
иметь несколько иной вид, т.к. наряду с выполнением предыду-
щего условия отражается свойство энергии перемещаться по
кратчайшему расстоянию, по направлениям наименьшего сопро-
тивления.
Рис. 15.24. Распространение энергии взрыва в сплошном изотропном бесконечном
пространстве (а), полупространстве (б) и в полупространстве трещиноватого мас-
сива пород (в):
S — источник энергии; MSN и MSN' — воронки разрушения
303
В полупространстве энергия взрыва первоначально распро-
страняется аналогично предыдущей схеме. По мере приближения к
границе полупространства MN траектории перемещения энергии
искривляются для достижения зоны с наименьшей плотностью
энергии за поверхностью MN.
В результате взаимодействия падающей и отраженной упругой
волны со средой (горными породами) образуется зона разрушения,
ограниченная на рис. 15.24, б пунктирной линий MSN. В точках
этой кривой напряжения растяжения, обусловленные энергией от-
раженной от поверхности MN волны равны пределу прочности ма-
териала среды при разрыве, т.е. оа1р = [ор] или ттах = [тсдв].
В породах неоднородных и анизотропных, например трещино-
ватых, зона разрушения формируется с учетом этих свойств массива.
Так, на рис. 15.24, в показаны контуры воронки разрушения в
трещиноватом массиве горных пород. Здесь правая часть воронки
сформировалась по линиям наименьшего сопротивления.
Источником энергии разрушения в массивах пород может
быть концентрация напряжений у контура горной выработки.
При открытой разработке картина распределения максималь-
ных касательных напряжений ттах в однородных изотропных по-
родах массива в борту и под дном карьера будет иметь вид, изо-
браженный на рис. 15.25.
Рис. 15.25. Распределение напряжений ттах в породах околокарьерного прос-
транства; ON— потенциальная линия разрушения пород
304
Можно видеть, что концентрация напряжений приурочена к
области нижней бровки откоса. Если здесь соблюдается условие
ттах ~ тпР > то происходит разрыв сплошности пород в форме сдвига,
который может развиваться в глубь массива, например, по линии
ON, являющейся потенциальной линией разрушения, точки кото-
рой отвечают условию
Т > Р, (15.27)
где Т — сумма сдвигающих сил поверхности скольжения ON (S); Р —
сумма удерживающих сил этой поверхности; тпр — передел проч-
ности пород при сдвиге.
Значения сил Т и Р определяются по формулам (15.18) и
(15.19).
Следовательно, условие (15.27) запишется в виде
ii„,5,>£(a,utg<p+C)5,. (15.28)
;=1 ;=1
При комбинированной разработке месторождения картины
распределения напряжений в междукамерных целиках подземного
рудника показаны на рис. 15.13 (максимальные касательные ттах) и
на рис. 15.15 (нормальные вертикальные оу).
Здесь также отмечаются области концентрации напряжений.
Если соединить сплошными линиями точки с максимальными
значениями соответствующих напряжений, то по формулам, по-
добным (15.26) и (15.27), можно определить соотношения сдви-
гающих и удерживающих сил вдоль потенциальной линии разру-
шения целика.
Но в любом случае разрушение в форме сдвига (см. рис. 15.13)
зарождается в точке наибольшего значения ттах. В нашем случае
это левая верхняя или правая нижняя кромка целика, где ттах > тпр.
Механизм разрушения пород в борту карьера прослеживается
по следующей схеме. В основании борта карьера, например, в об-
ласти наибольшей концентрации энергии сдвигающих напряже-
ний при условии ттах > тпр в породах образуются трещины сдвига
(или раскрываются соответствующие генетические трещины), ко-
торые развиваются в некоторую сеть трещин в указанной области
(рис. 15.26, а).
305
a
б
Рис. 15.26. Схемы зарождения (а) и развития (б) поверхности разрушения пород в
борту карьера:
1 — потенциальная поверхность разрушения
Рассмотрим здесь подробнее механизм разрушения твердых
тел, в частности, горных пород.
В общем случае кинетика разрушения горных пород представ-
ляет набор элементарных процессов. Для совершения перехода из
одного состояния в другое элемент массива должен получить неко-
торое минимально необходимое количество энергии. В данном
случае — энергию сдвигающих усилий.
В среде всегда существует множество возможных путей пе-
рехода этой энергии. Указанный ранее минимум в данном случае
соответствует пути перехода к трещинообразованию с наимень-
шими затратами энергии (породы плохо сопротивляются разрыву
и сдвигу).
Нужно иметь в виду, что в реальных
а горных породах линейная зависимость
между напряжениями и деформациями
J полностью не соблюдается. Горные по-
роды являются по меньшей мере средой
± упруго-пластической.
' Среди многих предложенных мо-
[ делей деформирования твердого тела
I________________ горные породы в большей степени со-
а ------------------------------------
Рис. 15.27. Модель деформирования твердого те-
ла по Фойету-Кельвину
306
ответствуют модели Фойета-Кельвина (рис. 15.27). Здесь при
приложении нагрузки о возникает результирующая деформация
ео, представляющая векторную сумму деформаций е' и е" от
левой (упругой) и правой (пластической) частей модели, а угол
<р между направлениями векторов о и ео носит в физике назва-
ние внутреннего трения, в механике горных пород — угол
внутреннего трения.
Таким образом, одни и те же усилия о в упруго-пластической
среде вызывают деформации е и е” , которые больше чисто упру-
гих приблизительно на величину:
(Р = е"/е'. (15.29)
Физики утверждают, что механизм разрушения твердых тел до
конца не выяснен. Нельзя считать, что при срезе единственным
критерием разрушения является действующее касательное напря-
жение, а скол (разрыв) определяется исключительно растягиваю-
щими напряжениями.
Общепризнанным критерием распространения трещины в
идеально упругих материалах под воздействием внешних растя-
гивающих напряжений о является критерий Гриффитса (рис.
15.28):
о = 2[^/(лс)]1/2, (15.30)
где £ — поверхностная энергия на единицу площади; Е — модуль
упругости; С — длина трещины.
Нейберг для краевой трещины (рис. 15.29) условие Гриффитса
преобразовал в виде следующего критерия разрушающего напря-
жения растяжения:
ст = |(£Е/с)1/2. (15.31)
Гриффитс экспериментально доказал, что величину СД можно
определить по уравнению (15.30), зная разрушающее напряжение о.
В настоящее время эти величины (так же как и раздельные
значения £ и Е) получены для различных материалов.
307
Рис. 15.28. Схема Гриффитса
Рис. 15.29. Распределение напряже-
ний у вершины трещины по Нейбергу
Оценить напряжение, необходимое для разрушения в дисло-
цированной среде, например такой, как структурно расчлененный
массив горных пород, можно, воспользовавшись моделями, изо-
браженными на рис. 15.30 [43].
Расчет разрушающих напряжений для модели (рис. 15.30, а) по
Оровану-Стро имеет вид
4 Gc
Л
71 L
(15.32)
где оп — локальное нормальное напряжение; од — приведенное
касательное напряжение (компонента внешнего напряжения) минус
локальное напряжение трения; L — длина скольжения (или длина
участка концентрации растягивающих напряжений); G — модуль
деформации.
Рис. 15.30. Модели механизма разрушения:
а — Орована-Стро; б, в — Екоборн; 1 — концентрация растягивающих напряжений (скоп-
ление дислокаций); 2 — плоскость скольжения; 3 — препятствие (прочное включение); 4 —
ранее существовавшая трещина
308
Приведенные и другие модели разрушения и соответствующие
им расчетные формулы (например, последняя) подтверждают
мысль о том, что в этом процессе участвуют одновременно как
сдвигающие, так и растягивающие усилия.
Разница может быть только в преобладании одного из них в
зависимости от взаимной ориентации элементов горной выработки,
направлений действия главных напряжений и направлений плоско-
стей структурной расчлененности массива.
Теперь вернемся к рассмотрению процесса разрушения масси-
ва пород в борту карьера.
Разгрузившись указанным образом (см. рис. 15.26, а) от раз-
рушающих напряжений у нижней кромки откоса, массив пород в
зоне влияния выемки карьера продолжает деформироваться и раз-
рушаться по восстанию (см. рис. 15.26, б), если и здесь формирует-
ся условие ттах > тпр.
Последнее может происходить как путем образования новых
трещин, так и «прорастания» уже существующих (см. рис. 15.30).
В породах скальных или полускальных подработанный массив
деформируется и в разной степени теряет свою прочность в преде-
лах практически всей зоны влияния карьерной выемки. Эти породы
приобретают пластические или псевдопластические свойства.
Однако обрушение (сдвиг) массива пород откоса происходит
по поверхности (или по некоторой зоне), где отношения ттах /тпр
достигают наибольших значений.
В данном случае будем говорить о максимумах отношений
Tg /тпр, здесь — касательные напряжения, действующие на эле-
ментарных плошадках сдвига,
Ь =Tmaxcos(P, (15.33)
где (р — угол внутреннего трения пород.
Соотношения ттах /тпр достигают максимальных значений как
за счет увеличения числителя, так и уменьшения знаменателя.
В результате форма поверхности разрушения пород борта карь-
ера может отличаться от распространенных (круглоцилиндрической,
эллипсовидной, параболической, логарифмической спирали) и дру-
гих геометрических фигур, а может быть даже прерывистой, что
подтверждается многочисленными примерами из практики.
309
Последнее может наблюдаться в массивах, представленных
мощными горизонтальными или наклонными слоями с существен-
но отличающимися прочностными характеристиками.
К примеру, в табл. 15.2, составленной д-ром техн, наук Н.К.
Звонаревым, приведены горно-геологические параметры пород в
вертикальном разрезе толщи по оси кимберлитовой трубки «Мир».
Здесь породы сгруппированы в несколько инженерно-геологичес-
ких элементов (ИГ) по признаку прочностных свойств.
С использованием этих данных выполнено компьютерное мо-
делирование (методом МКЭ по программе «Космос-М») напря-
женно-деформированного состояния массива пород подработанно-
го карьером «Мир» и проектируемым подземным рудником .
В результате получена картина напряженного состояния при-
бортового массива пород, которая позволила выделить участки
пластического деформирования, где не выполняются условия
прочности по растягивающим или срезающим напряжениям в со-
ответствии с критериями Кулона-Мора.
Обращает на себя внимание (рис. 15.31) хорошо просматри-
вающаяся связь величин и интервалов зон сдвиговых деформаций
пород с их прочностью (см. табл. 15.2).
Таблица 15.2
№ п/п Наименование элемента По- дошва слоя, м Модуль упруго- сти, ГПа Коэф- фици- ент Пу- ассона Плотность, т/м3 Сцеп- ление, МН/м2 Угол внутрен- него тре- ния, град
1 ИГ1 (вмещаю- щие породы) 237 4 0,25 2,47 456 31
2 ИГ2 (вмещаю- щие породы) 358 4 0,25 2,49 842 34
3 ИГЗ (вмещаю- щие породы) 468 2,7 0,25 2,56 346 35
4 ИГ4 (вмещаю- щие породы) 530 2,7 0,25 2,54 493 36
5 ИГЗ (вмещаю- щие породы) 836 4,3 0,3 2,54 1186 36
7 Кимберлит 3 0,25 2,55 1005 36
Работа выполнялась автором совместно с С.Н. Журиным
310
Рис. 15.31. Динамика изменения местоположения зон пластического деформирова-
ния по мере углубления очистных работ. Зона обрушения заполнена раздробленны-
ми породами(у = 2,4т/м3; С = 10т/м2; <р = 43град; £ = 6000т/м2; v = 0,27):
а — глубина отработки 540 м; б — глубина отработки 740 м; в — глубина отработки 1000 м. На-
клонная штриховка—зоны пластического деформирования, сетчатая штриховка—зоны разрывов
Отсюда следует, что потенциальная поверхность разрушения
приурочена не к какой-то обобщенной, а к конкретным, в данном
случае к поверхностям СМ и ME, и скорее всего разрушение про-
изойдет разновременно.
Построенная компьютерная модель и полученная картина на-
пряжений позволяют выделить участки, в которых согласно крите-
рию Гриффитса или уточненному критерию Орована-Стро воз-
можно трещинообразование.
Эти критерии позволяют оценить границы области разрушения
массива.
15.4. Управление деформированием подработанных
МАССИВОВ ПОРОД В ЗОНАХ СОВМЕСТНОГО ВЛИЯНИЯ КАРЬЕРА
И ПОДЗЕМНЫХ ВЫРАБОТОК
В горной геомеханике существует понятие «зона влияния» гор-
ной выработки. Как это часто бывает, в указанный термин в различ-
ных случаях вкладывают различное содержание.
Мы под термином «зона влияния» будем подразумевать про-
странство вокруг открытой или подземной горной выработки, в ко-
тором образование (сооружение) этой выработки заметно изменило
существовавшие до этого состояние, состав и свойства среды.
311
В приведенном определении использован термин «заметное
изменение» характеристик среды. В каждой конкретной задаче
приращения характеристик среды необходимо указывать в кон-
кретных численных значениях.
Например, согласно Инструкциям, границы зоны (мульды) сдви-
жения на земной поверхности обозначают максимальными скоростя-
ми оседания, равными 5 мм/год (Тырныаузское месторождение).
Геологическая среда при разработке месторождения изначаль-
но предстает как участок земной коры, отражающий историю её
формирования и развития.
В естественных условиях в пределах короткого промежутка
времени, сопоставимого со временем отработки месторождения,
указанные начальные характеристики массивов пород остаются,
как правило, постоянными и равновесными.
Однако при разработке месторождения с помощью любой из
существующих технологий отмеченные характеристики массива из-
меняются, т.е. они отражаются уже новыми полями (поверхностями
топографического порядка), нежели это было в нетронутом массиве.
В простейшем случае, когда применяется только подземный
или открытый способ разработки, закономерности перехода из ес-
тественного на следующий уровень характеристик чаще всего от-
ражают путем аналитических вычислений. Например, с достаточ-
ной для решения технических задач точностью можно посредством
расчетов определить границы и параметры зоны изменения перво-
начального (естественного) поля напряжений в массиве пород, вы-
званного образованием карьерной выемки. Можно также вычис-
лить деформации, возникающие вследствие указанных изменений
напряжений и т.д.
Точно также определяют параметры поля напряжений и де-
формированного состояния, полученного при проведении подзем-
ной горной выработки в нетронутом массиве пород.
При этом мы должны помнить, что путем аналитических вы-
числений получаем результаты воздействия горных выработок, мо-
делируемых простейшими геометрическими фигурами, на началь-
ное поле напряжений в массиве пород.
Последнее принимаем в виде сплошного, однородного, изотроп-
ного, симметричного поля, обусловленного, как максимум, тремя ка-
тегориями сил: гравитационных, гидростатических и тектонических.
312
Между тем, в действительности массив горных пород — среда
уникальная во всех отношениях, и её точную адекватную аналитиче-
скую модель составить в обозримом будущем, видимо, не удастся.
Здесь уместно вспомнить об интересной мысли, высказанной П.Н.
Панюковым, о коллективных свойствах пород в массиве. Согласно
этой концепции, горные породы в массиве по влияниям многочислен-
ных факторов теряют свои индивидуальные свойства, и «...формиру-
ются свойства породного массива, которые нельзя вывести из инди-
видуальных свойств пород, слагающих данный массив».
Можно добавить, что составляющие массив породы и факторы,
определяющие его свойства, находятся во взаимодействии постоянно,
вплоть до момента отделения исследуемой части пород от массива.
Можно отследить следующую упрощенную схему формирова-
ния современного напряженного состояния массива горных пород.
Предположим, что первоначальное напряженное состояние бы-
ло обусловлено гравитационными (в общем случае — неньютонов-
скими) силами. Этому напряженному состоянию массива соответст-
вовали определенные состав и свойства пород. В дальнейшем в ре-
зультате многократного воздействия многочисленных эндогенных и
экзогенных факторов (водно-физических, термических, тектониче-
ских и т.д., а теперь — и антропогенных) возникали новые поля на-
пряжений, которые взаимодействовали с предыдущими, горные по-
роды испытывали соответствующие им деформации, приобретали
новые состав и свойства. И вся эта система на какое-то время прихо-
дила в относительно равновесное состояние.
Причем, как было отмечено ранее, не обязательно, чтобы каж-
дый раз новые характеристики системы (массива горных пород) бы-
ли следствием индивидуальных свойств пород, слагающих массив.
В описанных закономерностях формирования и развития
свойств массивов горных пород на ограниченном пространстве за-
метную роль играют и антропогенные факторы, в частности, разра-
ботка месторождений полезных ископаемых.
Происходящие при этом необратимые процессы также явля-
ются следствием формирования нового, не существовавшего ранее
поля напряжений и вызванных ими деформаций массива пород, а
также возникновения новых свойств слагающих его пород.
Эти процессы и сопровождающие их формирования в массиве
пород при открытой разработке месторождения будут отличаться
от таковых при подземной разработке. При комбинированной раз-
работке они отличаются от тех и других.
313
Отличие обусловлено прежде всего интеграцией трех групп
полей напряжений: естественного, наведенного карьером и наве-
денного подземными выработками.
Синтезированное таким образом качественно новое поле напря-
жений способствовало возникновению в массиве пород и в элементах
горно-технических сооружений новых форм и количественных соот-
ношений признаков в деформировании и изменении свойств пород.
Можно выделить несколько характерных для комбинирован-
ной разработки форм проявления напряженно-деформированного
состояния пород.
15.4.1. Деформации массивов пород в масштабах месторождений
Для начала рассмотрим простейший вариант интеграции полей
деформаций карьера и подземного рудника, располагаемых строго по
вертикальной линии, на примере алмазоносного месторождения «Мир».
В предыдущем параграфе мы анализировали (см. рис. 15.31) по-
лученные при компьютерном моделировании зоны деформирования
вмещающих пород при возможной комбинированной разработке ме-
сторождения (подземная технология с обрушением руд и пород).
Задача решалась методом конечных элементов в упругой поста-
новке для получения максимальных значений напряжений в крити-
ческих точках массива и в упругопластической постановке для уста-
новления границ и местоположения зон неупругого деформирования
пород. Выработанное пространство предполагалось незаполненным
для получения максимальных значений напряжений (заполнение
выработанного пространства обрушенными породами или иным ма-
териалом приведет к улучшению устойчивости массива).
Полученные результаты по напряженно-деформированному со-
стоянию прикарьерного массива пород позволили выделить зоны
пластического деформирования пород (где не выполняются условия
прочности по растягивающим или срезающим напряжениям в соот-
ветствии с критериями Кулона-Мора) и общую зону влияния выемки
карьера на массив и земную поверхность (рис. 15.31 и 15.32).
В результате, граница зоны влияния карьера аппроксимирова-
на линией B'D, обобщенно огибающей зону влияния выемки карье-
ра на массив и земную поверхность (рис. 15.33).
Зона совместного влияния карьера и подземных очистных ра-
бот очерчивается линией B'F'G.
314
Рис. 15.32. Изменение параметров зон пластического деформирования после отработ-
ки карьера (а), после понижения подземной отработки на глубину 1000 м (б); наклон-
ная штриховка—зона пластического деформирования, сетчатая — зона разрывов
Зона опасных деформаций (трещинообразования) оценивалась
с помощью критерия Орована-Стро [формула (15.32)] с использо-
ванием данных распределения соответствующих напряжений, по-
лученных при решении задачи на компьютерной модели.
Картина распределения зон пластических деформаций (рис.
15.32, а) наряду с отмеченным ранее (см. рис. 15.31) отражает оп-
ределенную зональность: В'С' — участок преимущественного воз-
действия растягивающих напряжений; M'D — воздействия сдвиго-
вых напряжений; СМ’ — участок совместного их воздействия.
Границы зон опасных деформаций при обособленной работе
карьера обозначены линией СЕ', при комбинированной разработке —
линией C'F'G (рис. 15.32 и 15.33). Это потенциальные линии обру-
шения пород.
Дальнейшее углубление подземной разработки ниже гор. -360 м
не оказывает воздействия на пространственное развитие зоны
влияния карьера. Следовательно, начиная с гор. -360 м, при даль-
нейшем опускании фронта подземных очистных работ деформации
пород на контуре выемки будут зависеть только от местных усло-
вий и не будут превышать 30—60 м в глубину массива. Это обу-
словлено зажатостью массива в пределах криволинейной в плане и
ограниченной по простиранию выемки.
315
Рис. 15.33. Разрез трубки «Мир» по простиранию:
1 — контур карьера; 2 — водоносный горизонт; 3 —- водонепроницаемая завеса; 4 — дно
карьера; 5 — контуры рудного тела
Интересно проследить изменение напряжений, вызывающих тре-
щинообразование, в области наибольших их концентраций. На графике,
изображенном на рис. 15.34 показано изменений этих напряжений
вдоль линии горизонтов 525—530 м. Можно заметить, что наибольшие
касательные напряжения при комбинированной разработке превышают
таковые при открытой разработки в 1,15—1,20 раза при одновременном
увеличении площади зоны пластических деформаций (см. рис. 15.32).
Рис. 1534. Изменение напряжений трещинообразования на уровне дна карьера:
1 — при открытой разработке; 2 — при комбинированной разработке
316
Таким образом:
1. Деформации земной поверхности в результате открыто-
подземной разработки месторождения «Мир» будут определяться
влиянием карьера. Граница зоны влияния карьера на поверхности
обозначается точками В и В'.
2. В массиве горных пород граница зоны влияния карьера до
начала подземных работ проходит по линии BDB’, а границы зон
опасных деформаций — по линиям СЕ и СЕ’.
3. Граница зоны совместного влияния карьера и подземной
выемки определяется линией BFGF'B’. Зона опасных деформаций
массива при этом оконтуривается линией CFGF'C. Сдвиговые на-
пряжения в зоне их концентрации (область т. Е) увеличиваются в
1,15—1,20 раза.
4. Сооружение вертикальных шахтных стволов и зданий пром-
площадок подземного рудника для большей надежности рекомен-
дуется предусмотреть на расстоянии не менее 100 м от границ зоны
влияния карьера, т.е. точек В и В’.
5. В массиве горных пород долговременные подземные соору-
жения следует располагать вне пределов зоны опасных деформа-
ций, т.е. за линией CFGF'C.
Для последовательной открыто-подземной комбинированной
разработки характерна повторная деформация подработанного
массива пород.
Такая ситуация встречается часто не только как основной пока
вариант комбинированной разработки, но и в связи с разработкой
сближенных рудных залежей.
Задача в общем виде заключается в изучении разновременного
воздействия горных работ на один и тот же массив горных пород и
поверхность.
Анализ опыта последовательной открыто-подземной разработ-
ки показывает, что к началу проявлений деформаций массива под
влиянием подземных работ деформации от открытых разработок,
как правило, завершаются. Кроме того, такая формулировка гра-
ничных условий позволяет выявить наибольшие суммарные де-
формации подработанного массива.
Опыт разработки свиты пластов на угольных месторождениях
показывает, что подработка уже нарушенных массивов имеет свои
особенности. Прежде всего это касается условий активизации по-
вторных деформаций массива пород и земной поверхности.
317
Механизм этого процесса может быть объяснен следующим
образом [44].
Естественный массив горных пород в результате воздействия
указанных ранее усилий находится в состоянии всестороннего
сжатия.
При наличии в массиве горных выработок (карьерной выем-
ки, подземных, особенно очистных выработок) часть его, нахо-
дящаяся в зоне влияния указанных пустот, разгружается, т.е.
сжимающие усилия уменьшаются, и горные породы перемеща-
ются в сторону выработанного пространства и земной поверхно-
сти (рис. 15.35).
Перемещения пород обусловлены совместными проявлениями
двух факторов: упругого восстановления и разуплотнения массива,
последние частично переходят в область необратимых деформаций.
Поэтому при дальнейшем развитии деформаций подработан-
ного массива, т.е. при вторичном сжатии и уплотнении пород мас-
сив прежней степени сжатия не получает.
При вторичной подработке этого массива пород его повторное
расширение будет меньше предыдущего, что приведет к значи-
тельным перемещениям. Так, при проведении большого объема
инструментальных наблюдений на месторождениях установлено,
что повторная подработка массива подземными выработками вы-
зывает оседания земной поверхности, в 1,3 раза превышающие
предыдущие, т.е. от первичной подработки.
Рис. 15.35. Схематизированная эпюра перемещений точек контура карьера при
разгрузке естественных напряжений:
1 —контур карьера; 2 — эпюра перемещений точек контура; 3 — граница зоны влияния вы-
емки карьера
318
Рис. 15.36. Зональность прочностных характеристик пород в борту карьера
Поясним отмеченные ранее положения на примерах.
Итак, образование горной выработки в массиве горных пород вы-
зывает перемещение его точек в сторону выработанного пространства.
Векторы перемещений направлены к центру выработки, а ве-
личины их зависят от нескольких факторов: напряженного состоя-
ния пород, их способности к упругому восстановлению и разуп-
лотнению; пространственного угла между направлением вектора
перемещений и направлением ускорения свободного падения g.
Образование карьерной выемки в итоге вызывает перемещения
точек массива в зоне влияния выработки в сторону карьера (рис.
15.35). В результате сочетания указанных ранее факторов в данном
случае перемещение точек массива ограничится его расширением,
что приведет к новому положению контура выемки.
Однако такой характер деформаций массивов пород в бортах
карьеров вызывает существенное снижение их прочности.
Например, исследования на карьере Донского рудоуправления
выявили зональность прочностных характеристик прикарьерного
массива (рис. 15.36).
Здесь зона 1, примыкающая к вероятной поверхности сколь-
жения, характеризуется снижением прочности массива на 25—30
% относительно начальной. Откос находится в устойчивом состоя-
нии. Зона 2 — область микроразрушений, где отмечаются раскры-
тия естественных трещин. В зоне 3 отражается влияние взрывов;
прочность массива здесь в 4—5 раз меньше, чем в нетронутом мас-
сиве. Зона 4 — область приповерхностных деформаций с наруше-
ниями естественной структуры массива, здесь имеются участки
обрушений и осыпей.
Глубина каждой из указанных зон снижения прочности масси-
ва составляет 4—10 м.
319
Наряду с формированием законтурных зон по разупрочнению
прибортового массива выделяются также участки различной степе-
ни деформированности вследствие структурной неоднородности
пород. Так, из рис. 15.31 видно, что разные по первоначальной
прочности породы формируются также в различные по размерам и
интенсивности зоны пластического деформирования (трещинооб-
разования) пород.
И, наконец, рассмотрим такое понятие, как «зона влияния»
горной выработки, в данном случае — карьерной выемки.
Единых критериев для обозначения границ зоны влияния пока
нет. В большинстве случаев в качестве критериев принимают числен-
ные значения допустимых деформаций, используемые для оконтури-
вания зоны сдвижения пород при открытой или подземной разработке.
Экспериментами на моделях из оптически чувствительных ма-
териалов установлено, что по критерию изменения напряжений зо-
на влияния карьера от его контура распространяется в горизон-
тальном направлении на 0,7—0,8 ширины карьера, в вертикальном
— на 1,3—1,5 глубины карьера (рис. 15.37 и 15.38) [45].
Рис. 15.37. Характер распределения напряжений вблизи открытой горной выработки:
1, 2 и 3 — изолинии соответственно о,, о2 и tlroi; 4 — изостаты главных напря-
жений [45]
320
о
200
400
600
800
Рис. 15.38. Зоны влияния карьера глубиной 500 м с углами откоса борта
45° (о) и 55° (б) на напряженно-деформированное состояние массива в ус-
ловиях отсутствия тектонических сил (7) и при воздействии этих сил в 2
МПа (2) и 6 МПа (3) [2]
Ранее мы отмечали, что в отдельных случаях такая зона под дном
карьера распространяется на расстояние в 3—4 и более его глубины.
На рис. 15.33 показана граница зоны совместного влияния
карьера «Мир» и очистных выработок подземного рудника, най-
денная по критерию обнаруженных на моделях изменений наи-
больших касательных напряжений (линия B'F'GFB). В данном слу-
321
чае в горизонтальном направлении (на уровне поверхности карьера)
эта область определяется влиянием только карьера и составляет
0,25 его ширины.
15.4.2. Геомеханика отработки стыковочных зон
Стыковочными зонами называют участки месторождения,
где встречаются или соприкасаются в своем развитии очистные
единицы (блоки, уступы, участки и др.).
Термин впервые появился в работах ГоИ КНЦ РАН и довольно
удачно отражает ситуацию по развитию очистных работ на указан-
ных участках. Особенно это относится к условиям их отработки
различными горными технологиями при комбинированной разра-
ботке месторождения.
В этом случае мы имеем дело с взаимодействием полей на-
пряжений и деформаций в ближней зоне влияния очистных выра-
боток. Эти зоны характеризуются высокой концентрацией напря-
жений. А интеграция их при совмещении полей открытых и под-
земных выработок способствует достижению породами запредель-
ных состояний и зарождению в них разрушительных процессов.
Рассмотрим варианты отработки стыковочных зон различными
открыто-подземными технологиями.
Наиболее привлекательными подземными технологиями в
этом ряду являются системы разработки с обрушением руды и
вмещающих пород.
Ранее мы неоднократно отмечали, что подработку откосов
карьеров предпочтительно осуществлять в направлении от массива
пород к карьеру [12].
Это условие касается всех подземных технологий и особенно
важно при системах разработки с обрушением руды и пород.
Ведение подземных горных работ в зоне влияния карьера (под
дном и в бортах) вызывает перераспределение напряжений в под-
работанном массиве и существенно изменяет условия устойчиво-
сти откосов.
Кстати, говоря о зоне влияния карьера, в большинстве случаев
подразумевают участок массива пород между контуром карьера и по-
тенциальной поверхностью скольжения этого участка. Однако это не
совсем верно. Зона влияния карьера распространяется значительно
дальше вглубь массива. Подробнее этот вопрос будет рассмотрен далее.
322
Изменение напряженного состояния массивов пород вызывает
в свою очередь перераспределение значений и направлений дейст-
вия (и соотношения) сдвигающих и удерживающих сил. Снижение
устойчивости подработанных откосов происходит в большинстве
случаев из-за уменьшения удерживающих сил. Последнее в усло-
виях подработки может быть результатом:
• снижения прочностных характеристик массива пород в борту;
• изменения геометрических параметров откоса борта (увели-
чение высоты, изменение формы откоса борта, увеличение
крутизны откоса и т. д.);
• изменения направления действия удерживающих (часто и
сдвигающих) усилий.
Степень разупрочнения пород в результате подработки может
быть различной и зависит от конкретных условий залегания место-
рождения: интенсивности структурной раздробленности массива;
ориентации плоскостей ослабления относительно подземных очи-
стных выработок и элементов карьера; начальной прочности мас-
сива; стадии развития зоны сдвижения; степени подработки масси-
ва; скорости подработки и др.
В массивах скальных достаточно упругих средней трещино-
ватости пород прочность может снижаться при подработке (в зо-
не сдвижения) в 1,5—2 раза. Установлено, что оползню предшес-
твует значительное снижение прочностных свойств пород. На-
рушение структуры массива в этом случае приводит к уменьше-
нию углов внутреннего трения в среднем на 18—20 %, а сцепле-
ния на 45 %.
В породах пластических, хорошо деформирующихся степень
разупрочнения массива при подработке несколько ниже. Однако
несомненно, что во всех случаях подработка вызывает сущест-
венное уменьшение прочности массива, приводит к его разуплот-
нению.
Учет ослабляющего действия на устойчивость откосов бортов
и уступов в результате изменения структуры и прочности массива
не вызывает особых трудностей и заключается в определении
структурных, прочностных и других характеристик массива обще-
известными полевыми и лабораторными методами.
Более опасными и сложными для учета и прогнозирования яв-
ляются два других фактора, определяющие ослабление откосов
323
карьера. Эти факторы проявляются совместно, так как изменение
геометрии борта карьера неизбежно вызывает перераспределение
действующих в нем усилий.
Характерен в этом отношении случай обрушения откоса на
карьере «Мукуланский», который был подработан при ведении
горных работ на руднике «Молибден» (рис. 15.39). Сдвигающийся
массив борта находился в верхней части карьера. В результате под-
земной разработки рудного тела системами с обрушением нале-
гающих пород зона обрушения вышла на поверхность у основания
рассматриваемого участка откоса. В итоге увеличились высота от-
коса, угол его наклона, изменилась форма (ушло в зону обрушения
основание откоса). Это привело к изменению соотношения сдви-
гающих и удерживающих усилий. Часть борта пришла в движение.
В данном случае произошли изменения и в силовой обстановке.
Исчезла реакция отпора пород в основании откоса, роль которой в
сохранении устойчивости была существенной.
Неблагоприятное воздействие зоны обрушения на устойчи-
вость бортов и уступов может проявляться самым различным, по-
рой неожиданным образом.
Рис. 15.39. Схема совместной разработки Тырныаузского месторождения (по А.И.
Ковалю):
I — ствол шахты «Капитальная»; 2 — штольня «Главная»; 3 — предельный контур карьера
«Мукуланский»; 4 — Северо-Западный скарн; 5 — зона обрушения от выемки Северо-
Западного скарна; 6 — сдвигающийся массив; 7 — Главный скарн; 8 — существующая зона
обрушения от выемки Главного скарна; 9 — предполагаемая зона обрушения от выемки
Главного скарна; 10 — зона трещин; 11 — зона сдвижения; 12 — Слепая залежь; а — запасы,
отрабатываемые открытым способом; б — запасы, отрабатываемые подземным способом
324
На этом же карьере в зону сдвижения и обрушения попал то-
рец карьера (по простиранию). Это привело к снижению устойчи-
вости участка борта на лежачем боку и его сдвижению. Характерно,
что векторы сдвижения этого оползня направлены не в сторону зо-
ны обрушения, а вниз, в направлении склона.
При подработке карьера происходит изменение значений, на-
правлений действующих напряжений и в соответствии с этим де-
формации массива пород борта. Нагляден в этом отношении меха-
низм деформирования откоса и массива борта, представленный С.Г.
Авершиным. Он указывает на то, что здесь, при прочих равных ус-
ловиях, решающее значение имеют соотношения горизонтальных
составляющих векторов деформаций (рис. 15.40).
При сдвижении горных пород подработанный откос будет
стремиться к положению, показанному штриховой линией, вызы-
вая растягивающие напряжения на участке АО и сжимающие — на
участке ВО. И то, и другое в общем случае приводит к снижению
устойчивости откоса в целом. Перемещая границы выработанного
пространства, можно добиться различного его влияния на устойчи-
вость откоса. Возможно такое взаимное положение откоса и выра-
ботки, когда последняя практически не снизит устойчивость откоса.
С.Г. Авершин рекомендует во всех случаях осуществлять под-
работку откосов в направлении от массива. Эта схема предпочти-
тельна, но она не гарантирует от деформаций и обрушения подра-
батываемого откоса.
Рис. 15.40. Сдвижение пород при подработке откоса (по С.Г. Авершину); Ва и Db —
границы зоны сдвижения с углами у и Р, АОВ — векторы перемещения точек под-
работанного откоса
325
Следовательно, во всех случаях необходимо оценивать устой-
чивость подработанных откосов расчетными методами.
Тем не менее в практике совместной разработки рудных ме-
сторождений имеются убедительные подтверждения справедливо-
сти рекомендации С.Г. Авершина.
Опыт совместной разработки месторождения «Норильск-1»
карьером «Угольный ручей» и подземным рудником «Заполярный»
детально рассмотрен Б.П. Юматовым [11]. Фронты горных работ
карьера и рудника двигались навстречу друг другу. Наблюдения за
сдвижением массива горных пород и уступов карьера показали, что
как в процессе развития зоны обрушения в массиве, так и после
выхода ее на поверхность существенных деформаций откосов бор-
та и уступов карьера не отмечалось. Результирующий угол наклона
откоса борта составлял 20—22° при 35—40° по предельному кон-
туру.
При расчетах устойчивости подработанных откосов использу-
ются те же методы, что и для оценки устойчивости неподработан-
ных откосов. Но при этом следует учитывать указанные ранее фак-
торы, ухудшающие устойчивость откоса.
Подработка борта карьера в направлении от массива к карьеру
обеспечивает наибольшую устойчивость борта карьера (рис. 15.41).
На месторождениях, сложенных скальными породами, после
выхода воронки обрушения на поверхность дальнейшее развитие
зоны обрушения происходит с последовательным образованием
консольных зависаний пород. Если забой остановить в положе-
нии АВ, то с течением времени граница зоны обрушения стаби-
лизируется по линии ВС4, определяемой углом полного обруше-
ния пород.
Рис. 15.41. Деформации пород при подработке откоса в направлении от массива
326
Но если подземный очистной забой (или фронт очистных работ)
непрерывно подвигается, то обрушение пород все время будет про-
исходить в виде консолей, следуя за очистным забоем и не получая
полного развития по граничному углу вплоть до остановки забоя.
Обрушение образовавшейся консоли будет происходить участ-
ками, определяемыми предельным (критическим) вылетом консоли.
Наблюдения, проведенные на Зыряновском месторождении, и
их анализ показывают, что шаг обрушения консоли составляет
10—15 м и величина его довольно стабильна. Обрушению консоли
предшествует появление трещин разрыва. Аналогичные выводы
получены применительно к другим месторождениям.
Отделившаяся от массива часть консоли постепенно оседает и,
разрушаясь, уходит в зону обрушения. Это обусловлено подпором
ранее обрушившихся пород, заполнивших зону обрушения.
Таким образом, важное требование к ведению очистных работ в
бортах карьера системами с обрушением пород заключается в том,
чтобы фронт очистных работ подвигался в направлении карьера не-
прерывно. При этом создаются условия непрерывного, поддающего-
ся учету развития зоны обрушения, захватывающей уступы карьера.
При попадании участков или всего карьера в зону полного об-
рушения пород под воздействием подземных работ важно знать ха-
рактер перемещения разрыхленных пород в зоне обрушения, для
того чтобы иметь возможность управлять им.
При разработке руды карьером обязательным условием под-
земных работ является обеспечение выхода воронки обрушения на
поверхность в минимальные сроки.
Если в кровле обрушаемых блоков имеются монолитные креп-
кие породы, то процесс обрушения может задержаться и при даль-
нейшем увеличении площади подработки может произойти вне-
запное обрушение. Поэтому должны быть приняты меры по обес-
печению обрушения всей толщи пород до дна карьера одновремен-
но с обрушением блока после выпуска руды.
Стабилизировать обрушение налегающей толщи можно при-
нудительным путем. Так, на Ново-Сокольной линзе Лениногор-
ского комбината в результате принудительного обрушения пород
над блоком № 3 работы в этой части карьера можно было начать
через три месяца после окончания выпуска руды из блока. Обыч-
но перерыв в работе на участке карьера в зоне обрушения состав-
лял 10—20 мес.
327
Отработка запасов руд в бортах карьера с обрушением нале-
гающей толщи требует исключительно четкой взаимоувязки работ
в карьере и подземном руднике.
Опыт работы комбинатов «Апатит», Лен иногорского и ЦГОКа
(Кривбасс) показывает, что такая организация работ на практике
возможна и дает положительные результаты в обеспечении их
безопасности.
При производстве открытых горных работ в зонах обрушения
наиболее опасной формой деформации подработанных массивов
является воронкообразование. Причем решающим следует считать
момент выхода воронок обрушения на поверхность (рис. 15.42).
Рис. 15.42. План поверхности рудника им. Кирова (Кривбасс) с воронками обру-
шения и трещинами разрывов (по И.Ф. Чухраю):
/ — воронки, образовавшиеся до 1969 г.; 2—9 — воронки, образовавшиеся в 1969—1975 гг.;
10— проектный контур карьера «Южный»; 11 —трещины разрывов на поверхности в вися-
чем боку залежи; 12 — выход залежи под наносы; ВС—зона активного воронкообразования;
CD — зона стабилизировавшихся воронок
328
В связи с этим необходимо, с одной стороны, подземные гор-
ные работы под дном и в бортах карьеров вести по схемам и пара-
метрам, которые обеспечивали бы минимальные условия для обра-
зования воронок обрушения. С другой стороны, за развитием зон
обрушения в массиве должен быть поставлен надежный и система-
тический контроль.
На условия формирования и развития воронок обрушения суще-
ственно влияют физико-механические свойства массива обрушенных
пород, определяемые, в частности, его плотностью. С увеличением
плотности возникают условия для формирования пустот над очист-
ными блоками, которые затем могут развиться в воронки обрушения.
Для того чтобы свести до минимума условия образования и
внезапного появления воронок на поверхности, необходимо обес-
печить наибольшее разрыхление массива обрушенных руд и пород.
Сыпучие свойства обрушенных скальных пород резко увеличи-
ваются при достижении коэффициента разрыхления кр = 1,25 + 1,30.
Более точно эту границу можно определить в каждом конкретном
случае. Массив обрушенных пород с коэффициентом разрыхления,
меньшим указанного предела, можно характеризовать как склон-
ный к воронкообразованию. Вероятность образования воронок
обрушения не может быть равной нулю.
Справедливость высказанных здесь положений подтверждает-
ся многочисленными примерами из практики и экспериментов.
А.И. Коваль отмечает, что образование пустот, зависаний и,
наконец, воронок в обрушенном массиве пород резко увеличилось
после перехода на одностадийную отбойку в зажиме (ранее приме-
нялся вариант двухстадийной отбойки блоков на компенсационное
пространство). При этом согласно подсчетам коэффициент разрых-
ления снизился с 1,354—1,4 до 1,06—1,26.
Другое важное условие, позволяющее значительно снизить во-
ронкообразование в массиве обрушенной горной массы, заключа-
ется в равномерном выпуске отбитой руды по площади блоков.
Исследования, выполненные для условий Соколовского желе-
зорудного месторождения, показывают, что наиболее приемлем в
этом случае одновременный равномерный выпуск отбитой руды из
всех блоков, подрабатывающих участок карьера. Хотя это и связа-
но с некоторым осложнением подземных горных работ, но такую
схему необходимо стремиться осуществлять во всех случаях под-
329
работки участков карьера с обрушением пород. Но по горно-гео-
логическим и иным объективным причинам реализовать изложен-
ную ранее рекомендацию удается не всегда. Поэтому в каждом
конкретном случае необходимо выбрать (на основании специаль-
ных исследований или использования существующих многочис-
ленных работ на эту тему) такую схему отработки блоков и выпус-
ка руды, которая обеспечивала бы наиболее равномерное переме-
щение массива обрушенных пород.
Для условий крутопадающих залежей А.И. Коваль рекоменду-
ет равномерно-последовательный порядок выпуска из возможно
большего количества отверстий при минимальном расстоянии ме-
жду ними и малых дозах выпуска. При этом скорость выпуска
должна быть порядка 4—5 т/м2 в сутки. Выпуск целесообразно на-
чинать от лежачего бока (при больших мощностях залежи), а в на-
правлении простирания контакт «руда — порода» поддерживать
плоским, с углом наклона к горизонту порядка 50°.
В иных условиях оптимальные схемы и режимы выпуска мо-
гут быть другими.
Оценка устойчивости откосов бортов и уступов карьеров, по-
падающих в зоны сдвижения и обрушения пород от подземных
разработок, в принципе осуществляется теми же методами, что и
обычно. Естественно, при этом следует учитывать некоторое пере-
распределение сдвигающих и удерживающих усилий и изменение
структурных и прочностных показателей массива пород.
Рассматривая вопросы совместной (особенно с обрушением руды и
пород) разработки месторождения, нельзя упускать из виду такой важ-
ный момент, как контроль за состоянием подработанных массивов пород.
Должен быть проведен комплекс маркшейдерских, геофизиче-
ских и геомеханических наблюдений за изменениями состояния
массивов пород (их напряженного и деформированного состояния,
структуры и др.), за развитием пустот, зон сдвижения и обрушения,
воронок обрушения, деформаций откосов уступов и бортов и др.
Системы разработки с обрушением руды и налегающих пород
характерны тем, что образование мощной зоны обрушения (зоны
разгрузки) способствуют формированию по периметру обрушен-
ных блоков обширной зоны опорного давления (концентрации на-
пряжений).
Перемещаясь в пространстве (например, по этажу), фронт очи-
стных работ «гонит» впереди себя волну зоны опорного давления.
330
Рис. 15.43. Схемы взаимного влияния очистных выработок в стыковочной зоне [46]
Если на пути развивающегося фронта очистных работ встреча-
ется область опорного давления, созданная другой очистной выра-
боткой, то возникает суммарная стыковочная зона концентрации
повышенных напряжений.
Начало взаимного влияния очистных пространств приводит к
повышению напряжений в целике между ними до предельных и за-
предельных уровней, что проявляется в частичном разрушении
горных выработок, перемещении зоны повышенной сейсмичности,
появлению динамических процессов в массиве.
Многочисленными исследованиями Горного института КНЦ
РАН [46] установлено, что указанное состояние стыковочного мас-
сива начинается при расстоянии между очистными единицами,
равном полусумме их размеров в направлении действия наиболь-
ших напряжений (рис. 15.43):
Дт„^(А+^)/2, (15.34)
где Lj и Lj — размеры очистных пространств (на рис. 15.43 at и
a2; и ЛД
Дальнейшая отработка стыковочного массива по схемам, ана-
логичным показанным на рис. 15.43, приведет к резкому повыше-
нию напряжений, сейсмической активности массива.
Первостепенной геомеханической задачей в такой ситуации
является разгрузка массива стыковочной зоны от нарастающих вы-
соких напряжений. Такая задача в каждом случае решается по-
разному. На апатитовых рудниках Хибин она решалась следующи-
ми приемами.
На рис. 15.44 показаны план (а) и вертикальный разрез (б) Хи-
бинского массива апатитовых месторождений с местами располо-
жения стыковочных зон.
331
б
Объединенный Кировский рудинк
Кукисвумчорр КЭкспор
Саамский <_ " s
карьер sOGpywcHiit
+410—
+320—
*230
Карьер
ектралыюго
удника
Расвумчоррский рудник
Обрушение
Зоны стыковки
Рис. 15.44. Расположение зон стыковок ОАО «Апатит» в плане и направление
максимальных горизонтальных напряжений нетронутого массива пород (а) и на
разрезе по простиранию рудного тела (б) [47]
Обрушение
На Кукисвумчоррском участке максимальные главные напря-
жения направлены вкрест простирания залежи. Стыковочная зона
распространяется здесь до контура отработанного Саамского карь-
ера, а по высоте — до границы вышележащего отработанного (об-
рушенного) горизонта.
Многовариантными исследованиями на моделях установле-
но, что в дальнейшем при сохранении фронта и направления
подвигания подземных очистных работ (выше дна карьера) на
границе с обрушенными породами в висячем боку будет форми-
роваться зона концентрации напряжений, которые вырастут от
60 до ПО МПа.
Однако опережающее развитие очистных работ по лежачему
боку приведет напротив к снижению напряжений до 40 МПа и ме-
нее. Одновременно с этим увеличивается зона разгрузки.
На Юкспорском и Расвумчоррском участках месторождения
направления действия исходных главных максимальных напряже-
ний совпадают с простираниями залежей.
В районе стыковки Расвумчоррского подземного рудника с
действующим карьером Центрального рудника ведутся подзем-
ные работы на уровне дна карьера. Поэтому задача осложнялась
необходимостью сохранения откоса борта в рабочем состоянии.
332
Камера
S
И
S
к
S
О сз
fa
О Q
Е 03
г-
5 >д
fa о
₽ £
сЗ °
Q- >Д
*" О
Д
*
ей
Й
Д
О
п
зД
с
О
X
£
S
8
iS
се
3
X
G
О
>к
о
к
се
Й
S
§
§
К
S
8
и
о
£
°
ч
S
О
Ю
h s
2
S
з
о.
S
х
3
к
о
8
л
X
S
g
3
к
Q
«
а
8
&
д
tx
о
S
к
3
и
s
X
ее
-3 s
ее *
к
а
о
JS
О
к
«л
тТ
1Л
X
S
д
>s
в
8
S
Ь£
>s
I *
1 о
Q tl
’£
к
a
Рис. 15.46. Изолинии с^/ст^ для выработок штрекового (а, в, д) и ортового (б, г, е)
направлений:
а, б — начальный этап отработки, гор. +600 м; в, г — разрез; д, е — конечный этап отработ-
ки, гор. +600 м [46]; Ой — допустимое напряжение
г
Последняя задача выполнялась посредством подготовки и от-
бойки из подземных выработок камеры размерами 75x75x70 м, пе-
ресекающей уступы карьера. Руда транспортировалась через карьер
(рис. 15.45).
Для разгрузки стыковочной зоны в висячем боку залежи был
отбит и обрушен одним массовым взрывом блок на всю высоту
этажа.
Дальнейшая отработка запасов стыковочной зоны выполняется
системой подэтажного обрушения, т.к. применение этажного об-
рушения привело бы к росту напряжений в стыковочной зоне до
опасного уровня (70—80 МПа).
Расчеты и практика показали, что создание защитных зон пу-
тем опережающей отработки вырезных лент длиной не менее 60 м
334
и заглубленных на один подэтаж снижает напряжения на верхнем
подэтаже в 3—8 раз (рис. 15.46).
Проблема управления напряженно-деформированным со-
стоянием массивов стыковочных зон возникает и при использова-
нии на подземных очистных работах камерно-целиковых систем
разработки.
Результаты исследований, выполненных на моделях из опти-
чески-чувствительных и эквивалентных материалов, а также на
компьютерных моделях приведены ранее (см. рис. 15.6—15.8 и
15.9—15.17).
Анализ этих материалов показывает, что зоны стыковки меж-
ду карьером и подземными очистными выработками характери-
зуются следующими обобщенными параметрами:
• независимо от того, на каком уровне относительно дна карь-
ера находится горизонт подземных камер, они способствуют
разгрузке напряжений в борту и устраняют их опасную
концентрацию у нижней бровки;
• извлечение камерных запасов приводит к перераспределе-
нию напряжений в области совместного влияния карьера и
подземного рудника: концентрация их перемещается на ме-
ждукамерные целики, где напряжения в 1,8—2,1 раза больше
начального (карьерного), а область изменения напряжений
от откоса вглубь массива (зона стыковки) превышает область
влияния карьера в 1,7—2,0 раза;
• в непосредственной близости к контуру карьера под гори-
зонтальными площадками и откосами уступов напряжения в
потолочных и междукамерных целиках разгружаются до
0,1—0,5 от напряжений вне зоны влияния карьера;
• тектонические горизонтальные напряжения (до 20 МПа)
увеличивают высоконапряженную зону стыковки по разме-
рам в 1,5—1,7 раза, по значениям напряжений до 3—4 раз.
Изучение закономерностей деформаций подработанных под-
земными камерами массивов бортов карьеров выполнено на моде-
лях из эквивалентных материалов применительно к условиям Зы-
ряновского полиметаллического месторождения.
Первая серия экспериментов на моделях имела целью изуче-
ние характера обрушения борта карьера, не подработанного под-
земными работами.
335
На модели создавали откос борта, соответствующий проект-
ным параметрам Зыряновского карьера.
Обрушение борта вызывали искусственной равномерно рас-
пределенной вертикальной нагрузкой, приложенной к поверхности
откоса (рис. 15.47). Нагрузку увеличивали ступенчато до образова-
ния поверхности скольжения.
Поверхность скольжения борта на моделях появлялась при
средней удельной нагрузке Р = 0,09+ 0,1 МПа.
Характер разрушения борта показан на рис. 15.47.
Обращает внимание форма поверхностей скольжения. На мо-
делях ясно видны вертикальные участки поверхности скольжения в
верхней части борта, постепенно переходящие в криволинейные в
нижней части.
Применительно к условиям рассматриваемого участка борта
карьера для сравнения была построена поверхность скольжения по
методу Г.Л. Фисенко, она показана пунктирной линией.
Рис. 15.48. Деформация массива пород борта карьера, подработанного подземны-
ми камерами
336
Поверхности скольжения, полученные экспериментально, близ-
ки к расчетным. Деформация борта показывает, что наиболее зна-
чительные напряжения возникают в нижней его части.
Вторая серия экспериментов на моделях предусматривала ис-
следование деформации борта карьера, подработанного подземны-
ми выработками.
Модели изготавливали в совершенно аналогичных условиях.
В нижней части борта были образованы пустоты, размеры кото-
рых соответствовали имеющим место на Зыряновском руднике пара-
метрам блоков (длина 55—60 м, высота 32—35 м, мощность 40—45 м).
Массив деформировался от равномерной нагрузки на поверх-
ность откоса. Нагрузка на борт увеличивалась также ступенчато до
разрушения междукамерных целиков и составила Р = 0,081 + 0,084
МПа. Деформация борта карьера в модели показана на рис. 15.48.
Прежде всего обращает на себя внимание то, что, несмотря на
небольшую разницу в удельной нагрузке на поверхность откоса во
втором опыте, поверхность скольжения борта не обозначилась. Это
объясняется значительным перераспределением напряжений в мас-
сиве борта.
Наличие в борту пустот определило концентрацию макси-
мальных напряжений не в районе поверхности скольжения, как это
было в предыдущих случаях, а в районе междукамерных целиков и
потолочин камер.
Деформация пород началась здесь с оседания кровли камер. При-
чем если в камере 2, имеющей над собой полную толщу массива, мак-
симальные прогибы кровли приурочены к средней ее части, то в ка-
мере 1 наибольшие оседания кровли наблюдаются у дальней по от-
ношению к откосу стенки (на рис. 15.48 у правой стенки камеры 7).
По мере увеличения удельной нагрузки деформация потоло-
чин камер продолжается с образованием разломов и свода обруше-
ния. Вместе с тем интенсивно развиваются деформации пород вы-
шележащей толщи. В междукамерных целиках образуются линзо-
видные сколы по стенкам. К моменту деформации междукамерных
целиков в виде призм разрушения начинается интенсивное трещи-
нообразование в верхней части борта, при этом обозначается слабо
выраженный участок поверхности скольжения в нижней его части.
Некоторые выводы из этих исследований можно сформулиро-
вать следующим образом.
Деформирование пород в стыковочной зоне при подработке бор-
та карьера камерно-целиковыми системами разработки охватывают
область в 2,7—3,0 раза большую, нежели у неподработанного откоса.
337
Причем слабым звеном в этом случае становятся второй-
третий от откоса междукамерные целики, которые деформируются
и разрушаются в первую очередь. И этот вывод хорошо согласует-
ся с предыдущим анализом перераспределения напряжений в сты-
ковочной зоне с выделением высоконапряженных участков подра-
ботанного массива борта карьера.
Хотя в рассмотренной ситуации устойчивость откоса и борта в
целом уменьшилась на 16 %, характер и очередность потери устой-
чивости отдельных его участков указывают на возможность управ-
ления этим процессом.
И, наконец, рассмотрим принципиальные особенности напря-
женно-деформированного состояния массивов пород в стыковоч-
ных зонах при подземной разработке системами с закладкой выра-
ботанных пространств.
Проследить влияние закладки камер на изменение напряжен-
ного состояния пород в стыковочной зоне можно по рис. 15.49, где
изображены изолинии максимальных касательных напряжений
ттах по моделям на оптически активных материалах.
Модели М-1 и М-2 соответствуют моменту, когда глубина карье-
ра достигла отметки безопасной толщины потолочины, причем в мо-
дели М-1 камеры открытые, в модели М-2 — заполнены закладкой.
Характер распределения напряжений в обеих моделях совер-
шенно одинаковый, хотя имеются различия по величине действую-
щих максимальных касательных напряжений ттах. Наименее устой-
чив в обеих моделях целик 2, ближайший к нижней кромке откоса
борта. Линия действия ттах параллельна откосу борта. При наличии
закладки в камерах уменьшается на 1/3 по сравнению с в
моделях без закладки. В целике 3 влияние закладки на уменьшение
тпих сказывается несколько меньше и составляет 27 %. Однако за-
кладка изменяет, кроме этого, положение потенциальной поверхно-
сти сдвижения в целике. Если в модели М-1 угол между вертикалью
и направлением ттах равен 65°, то в модели М-2 с закладкой этот же
угол составляет 75°. Учитывая, что поворот поверхности действия
ттах происходит в сторону горизонтальной оси целика, устойчивость
целика при одинаковом значении уН дополнительно возрастает за
счет большей величины нормальной составляющей к поверхности
действия в модели М-2. Тогда в целом повышение устойчиво-
сти целика 3 при наличии закладки возрастет на 37 %.
338
Л/-1___________ м-3
Рис. 15.49. Напряжения в целиках и массиве борта при заложенных камерах
Все остальные целики, расположенные в борту карьера, как в
модели М-1, так и в модели М-2 практически работают на чистое
сжатие, и их устойчивость определяется сопротивлением материала
целиков на сжатие. Наличие закладки в камерах, не изменяя харак-
тера напряжений в целиках, снижает действующие значения ттах.
По сравнению с моделью М-1 относительное увеличение прочности
этих целиков в модели М-2 с закладкой составляет 45—50 %.
Что касается целиков 1, 1а и 16, расположенных под горизон-
тальной площадкой (дном карьера), то их устойчивость сомнений не
вызывает как при отсутствии закладки, так и при ее наличии. Наличие
закладки для этих целиков повышает их устойчивость на 25 %, при-
чем целики в обеих моделях работают преимущественно на сжатие.
Напряженное состояние целиков при углублении карьера до
отметки подошвы камер без их закладки и при ее наличии (второй
вариант серии «Л/») воспроизведено на моделях М-3 и М-4 (см. рис.
15.49). Характер напряженного состояния целиков, и положе-
ние потенциальной поверхности разрушения в целиках совершенно
аналогичны напряжениям в соответствующих моделях М-1 и М-2 с
той лишь разницей, что в моделях М-3 и М-4 абсолютная величина
ттах увеличивается на 3—5 %, соответственно снижается устойчи-
вость целиков при моделируемых условиях.
Наряду с рассмотренной камерно-целиковой системой при
комбинированной открыто-подземной технологии широкое разви-
тие получили различные варианты сплошной подземной разработ-
ки с твердеющей закладкой.
Выделяют многостадийные и одностадийные сплошные схемы от-
работки запасов этажа. При этом для снижения затрат на добычу руды
при закладке пустот в определенной последовательности применяют
закладочные материалы с различными прочностными свойствами.
В результате отработки слоя, этажа в пределах рудной площа-
ди будет сооружен искусственный массив с определенными проч-
ностными и деформационными характеристиками.
Оценивая полученные искусственные массивы с геомеханиче-
ских позиций, необходимо определить количественные показатели
таких важнейших их характеристик, как сплошность, прочность и
деформируемость.
В определенных случаях могут иметь существенное значение
и другие характеристики искусственных массивов (однородность,
степень изотропности, водорастворимость и др.).
340
Но во всех задачах ранее перечисленные характеристики яв-
ляются первостепенными.
Количественные показатели их зависят от свойств используе-
мых закладочных материалов, принятой технологии сооружения
искусственного массива и степени добросовестности её соблюде-
ния. Каждая из перечисленных составляющих формирования
свойств искусственных массивов характеризуется объективными и
субъективными причинами сложности прогнозирования указанных
свойств. К таким причинам могут быть отнесены неполнота за-
кладки подземных пустот, различия в компрессионном уплотнении
разных видов закладочных смесей, различные водно-физические
условия формирования искусственных массивов и др.
При подработке массивов пород в бортах и под дном карьеров
системами с закладкой повсеместно возникает задача обеспечения
допустимых деформаций откосов уступов и бортов или других
горно-технических сооружений, непосредственно контактирующих
с искусственным массивом.
В такого рода задачах обобщенным показателем совместного
проявления характеристик сплошности, прочности и деформируемо-
сти постели рассматриваемой геомеханической системы может быть
принят интегральный модуль деформаций массива закладки G.
Возможность такого методического приема при решении гео-
механической задачи, а также влияние показателя G на искомые
технологические параметры может быть прослежена на следующем
примере.
Требуется определить мощность (высоту) барьерного рудного
целика между подземными очистными выработками, заполненны-
ми твердеющей закладкой, и отработанным затопленным карьером
на алмазном месторождении «Мир».
Задача решалась численным методом конечных элементов* с по-
мощью компьютерной техники и заключалась в определении напря-
женно-деформированного состояния вариантов барьерных целиков.
Выделялись участки В, Си £ с наибольшей концентрацией на-
пряжений и сопоставлялись с предельно допустимыми их значе-
ниями (рис. 15.50).
Задача решалась автором совместно с С.Н. Журиным [30].
341
Затопленная
часть карьера
Вмещающие
породы
Рис. 15.50. Принципиальная расчетная схема с указанием изменяемых параметров:
М — мощность породного целика; Н — мощность отработанной и заложенной зоны; G —
интегральный модуль деформации заложенной зоны; буквами указано местоположение кри-
тических точек
Решалась упругая осесимметричная задача. Значения физико-
механических свойств пород и руды принимали в соответствии с
данными в табл. 15.2.
Итак, принимаем следующие изменяемые параметры:
• мощность предохранительного целика (75 м, 95 м и 115 м);
• относительная податливость (модуль деформации) зоны под-
земных очистных работ под целиком (0,2 ГПа; 0,02 ГПа;
0,002 ГПа);
• размер отработанной и заложенной зоны трубки под цели-
ком по вертикали (40 м, 100 м и 210 м).
Давление воды на дно карьера составляет 3,64 МПа.
342
a
Рис. 15.51. Зависимости напряжений в породном предохранительном целике по
критерию образования трещин на поверхности:
а — напряжения в критических точках верхней поверхности при G = 0,002 ГПа; б —
то же, при G = 0,02 ГПа; квадраты — значения напряжений в точке С, кружки — в
точке В. На графиках указаны аппроксимирующие уравнения и значения коэффи-
циента достоверности аппроксимации
Таким образом, полный комплекс сочетаний указанных изме-
няемых параметров дает 27 вариантов расчета.
Анализ результатов расчета проводили по состоянию следую-
щих критических точек (см. рис. 15.50):
а) примыкание дна карьера к борту (критическая точка В);
б) центр нижней границы целика (критическая точка Е);
в) точка примыкания верхней границы целика к вмещающим
породам (критическая точка Q.
В качестве критерия прочности принят момент возникновения
в критических точках растягивающих напряжений, т.е. проявление
наиболее слабого звена в системе. При этом возможными видами
разрушения могут быть следующие: образование вертикальных
трещин на контакте целик — вмещающие породы (точки В и Q;
отслоение, образование трещин и обрушение в очистное простран-
ство пород в центральной части целика (точка Е). По трещинам
возможно проникновение воды, приводящее к нарушению нор-
мального режима безопасности подземных работ.
Для каждого варианта расчета были определены значения ми-
нимальных напряжений в критических точках и корреляционная
зависимость от независимых параметров.
Корреляционный анализ позволил установить, что на проч-
ность целика во всех случаях оказывает влияние интегральный мо-
дуль деформации отработанного (и заложенного) очистного про-
странства. Но наиболее сильно он влияет на напряжения в точке Е,
характеризующей устойчивость нижней части целика.
Мощность целика М сильнее всего влияет на напряжения на
верхней поверхности целика, определяя вместе с модулем Е воз-
можность появления на ней трещин.
Итак, используя полученные результаты, выбираем минималь-
ную мощность целика следующим образом.
Составляем линейную аппроксимацию полученных зависимо-
стей (рис. 15.51). Используя их и считая, что отсутствие растяги-
вающих напряжений гарантирует от образования трещин, по гра-
фикам получаем: при значениях модуля деформации заложенного
массива 0,002—0,02 ГПа мощность целика составляет 85—95 м (см.
рис. 15.51).
Повышение модуля G до 0,2 ГПа (рис. 15.52, а) позволяет сни-
зить мощность целика до 40—45 м. Однако добиться такого уровня
модуля G технологически затруднено.
344
a
Рис. 15.52. Зависимости напряжений в породном предохранительном целике по
критерию образования трещин на поверхности:
а — напряжения в критических точках верхней поверхности при G=0,2 ГПа
(квадраты — значения напряжений в точке С, кружки — в точке В; указаны ап-
проксимирующие уравнения и значения коэффициента достоверности аппрокси-
мации); б — изменение напряжений в центральной нижней точке (£) целика в за-
висимости от модуля деформации закладки (сплошная линия — мощность целика
115 м, штрихпунктирная — 95 м, пунктирная — 75 м)
Напряжения в критической точке в центре нижней поверхно-
сти целика зависят в основном от модуля деформации закладки,
что иллюстрируется рис. 15.52, б. Видно, что растягивающие на-
пряжения в этой точке сохраняются во всем диапазоне исследован-
ных мощностей, т.е. от 75 м до 115 м. При значениях модуля де-
формации G>0,l МПа нижняя часть целика становится устойчи-
вой независимо от мощности целика.
Следует заметить, что гарантией от образования трещин прини-
малось полное отсутствие в критических точках растягивающих на-
пряжений. При строгом подходе следовало сравнить появившиеся в
этих точках растягивающие напряжения с пределом прочности по-
род на разрыв (растяжение). В этом случае минимально допустимая
мощность барьерного целика будет несколько меньше. Однако, учи-
тывая невысокие прочностные характеристики кимберлитов, эта по-
правка к полученной мощности целика будет незначительной.
Таким образом, результаты решения задачи показывают на оп-
ределяющее влияние интегральных деформационных характери-
стик искусственного массива, сооружаемого последовательной за-
кладкой очистных единиц на геомеханические процессы и прини-
маемые на их основе технологические, экономические и организа-
ционные решения.
Это следует учитывать как при проектировании, так и при выбо-
ре технологии очистных работ ибо, если при решении приведенной
ранее задачи показатель интегрального модуля деформаций выступал
в категории изменяемого параметра, то при эксплуатации месторож-
дения он может перейти в категории фиксированных исходных дан-
ных, что существенно снижает возможности управления ситуацией.
16. УПРАВЛЕНИЕ ЛОКАЛЬНЫМИ
ГЕОМЕХАНИЧЕСКИМИ ПРОЦЕССАМИ
ПРИ ОЧИСТНЫХ РАБОТАХ В КАРЬЕРЕ И РУДНИКЕ
На фоне и в составе описанных и других глобальных в мас-
штабе месторождения геомеханических процессов при комбиниро-
ванной разработке проявляется ряд характерных локальных геоме-
ханических процессов, отражающих специфику открытых и под-
земных очистных работ.
346
Придавая этому значение, мы в своё время [12,40] составили
перечень важнейших геомеханических задач, решение которых
обеспечивает эффективность и безопасность комбинированной раз-
работки рудных месторождений.
Указанный перечень сопровождался изложением существо-
вавших тогда методик и результатов решения этих задач. По мере
развития горной геомеханики перечень задач корректировался, а
решения их совершенствовались.
В последней редакции соответствующий раздел был включен в
работу [35], где отражены методики решения наиболее часто
встречающихся геомеханических задач при освоении месторожде-
ния комбинированным открыто-подземным способом.
Поскольку после её опубликования прошло немного времени,
нет необходимости приводить этот материал здесь, а читателям,
интересующимся этой проблемой, рекомендуем обратиться к ука-
занной работе.
16.1. Особенности геомеханических задач
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
Анализ основных геомеханических задач каждой в отдельно-
сти и их совокупности является необходимым условием принятия
решений при совместной и повторной разработке рудных месторо-
ждений. При анализе удобно придерживаться приведенной класси-
фикации способов разработки рудных месторождений.
При совместной разработке месторождения возникает не-
обходимость решения следующих геомеханических задач.
1. Определение размеров допустимых горизонтальных и вер-
тикальных обнажений пород. Это — одна из определяющих задач,
от решения которой зависит целый ряд вопросов рационального и
безопасного ведения горных работ: установление безопасных па-
раметров и режимов работы карьерного оборудования над пусто-
тами; выяснение степени сейсмического воздействия взрывов в
карьере на состояние подземных камер и др. Важно также знать
допустимые вертикальные обнажения пород в пустотах, выходя-
щих на уступы карьера.
2. Определение безопасной толщины потолочного целика над
подземными пустотами (между уступами карьера и подземными
пустотами). Задача примыкает к предыдущей, и они взаимосвязаны.
347
Выход потолочины верхней плоскостью в карьер накладывает опре-
деленные условия на методику решения задачи. Существенно ослож-
няющими расчеты факторами являются наличие на верхней поверх-
ности потолочины работающих карьерных механизмов и людей, про-
изводство периодических мощных взрывов в карьере.
3. Определение размеров опорных целиков при проведении под-
земных разработок под дном и в бортах действующего карьера.
Напряженно-деформированное состояние опорных целиков в зоне
влияния карьера будет отличным от состояния аналогичных цели-
ков вне зоны карьера. Условия их прочности и устойчивости будут
в отдельных случаях совершенно иными. Все это обусловливает
самостоятельную, отличную от распространенных методику опре-
деления их размеров.
4. Определение размеров барьерных целиков. Назначение барь-
ерных целиков при совместной разработке месторождений разно-
образно, и функции их неравнозначны. Они могут быть оставлены
для изоляции подземных горных выработок от карьера, локализа-
ции в определенном направлении процесса сдвижения горных по-
род, для перераспределения напряжений в близлежащей части мас-
сива горных пород, для изоляции затопленных участков и т. п. В
каждом случае требуется определить минимальные размеры, фор-
му и местоположение барьерного целика, обеспечивающие и его
назначение, и наименьшие потери полезного ископаемого.
5. Установление наиболее рациональных порядков ведения
подземных горных работ и схем развития карьера. Известно, что
устойчивость подрабатываемого борта карьера зависит не только
от абсолютных величин подработки (размеров, глубины и разме-
щения в откосе подземных выработок). Существенным здесь явля-
ется направление развития фронта подземных работ от откоса, к
откосу, параллельно ему, нисходящая или восходящая отработка и
т.д. Для достижения наиболее рациональных геомеханических ре-
жимов небезразлично, как будут развиваться горные работы в
карьере относительно подземных выработок. Следует заметить, что
решение этой группы задач имеет значение не только с точки зре-
ния геомеханической. Большой комплекс технологических, техни-
ко-экономических и организационных вопросов совместно рабо-
тающих рудника и карьера определяется решением задач о порядке
развития горных работ. Поэтому здесь уместно ставить также зада-
чу оптимизации частных решений.
348
6. Изучение напряженного состояния подработанных бортов
карьеров. Эта задача может быть также отнесена к категории опре-
деляющих, так как ее решение является основой для решения груп-
пы других задач. Напряженное состояние подработанного борта
карьера в весьма сложной форме зависит от множества факторов, в
том числе от размеров и числа подземных выработок, их положе-
ния относительно откоса борта, динамики горных работ. При нали-
чии осложняющих геологических и гидрогеологических факторов
эта задача становится исключительно трудноразрешимой.
7. Выбор способов погашения подземных пустот для обеспечения
безопасности карьерных работ. Применение каждого из способов
(закладка пустот, обрушение окружающих пород, изоляция) сопрово-
ждается различным геомеханическим эффектом в окружающем мас-
сиве горных пород. Все это исключительно важно как для решения
локальных задач (устойчивость опорных целиков или потолочин, ус-
тойчивость уступов, транспортных берм и т.д.), так и в масштабах ме-
сторождения в целом (устойчивость откоса борта карьера, развитие
сдвижения или обрушения пород в больших масштабах).
8. Изучение особенностей развития деформаций подработан-
ных бортов карьеров. Даже у неподработанных карьеров деформа-
ция бортов развивается различно в зависимости от условий залега-
ния пород и силовой обстановки. Тем не менее основные законо-
мерности этих деформаций чаще всего можно прогнозировать с
достаточной для технических целей точностью. Но наличие в борту
или под дном карьера динамичного комплекса подземных вырабо-
ток существенно усложняет эти закономерности.
9. Изучение влияния откоса борта карьера на распределение и
значения напряжений в опорных, барьерных и потолочных целиках.
Характер нагружения всех видов подземных целиков в зоне влия-
ния откоса борта карьера меняется. Изменяются также роль и соот-
ношение нормальных и касательных напряжений в потере устой-
чивости и прочности целиков. Вместе с этим появляются возмож-
ности управления напряженным состоянием целиков.
10. Изучение особенностей развития сдвижения и обрушения
пород при подземных разработках в бортах карьеров. Решение
этой задачи весьма сложно (особенно для скальных пород) и важно
в условиях совместной разработки, когда зона сдвижения и обру-
шения пород выходит на поверхность непосредственно на участках
действующего карьера.
349
II. Изучение закономерностей воронкообразования в зоне
карьера при подземных работах с обрушением. С одной стороны,
внезапное появление воронки обрушения на участке карьера может
иметь катастрофические последствия, с другой, — прогнозирова-
ние ее развития способствует сокращению сроков простоев участка
карьера в связи с выходом воронки на поверхност ь.
12. Изучение влияния массовых взрывов в карьере на устойчи-
вость целиков и потолочин подземных камер. Для отбойки горной
массы на уступах карьера используют весьма мощные взрывы, для
производства которых часто необходимы десятки и сотни тонн
взрывчатых веществ на один взрыв. Достаточно сильные взрывы
производят и для погашения пустот при подходе к ним уступов
карьера. В результате этого подземные целики и потолочины камер
испытывают многократное динамическое (сейсмическое и ударное)
силовое воздействие, ослабляющее их и в конечном итоге приво-
дящее к потере устойчивости и разрушению. Преждевременный
выход из строя целиков может помимо аварий серьезно нарушить
технологический ритм открытых и подземных работ.
13. Изучение влияния подземных массовых взрывов на устой-
чивость уступов и откосов бортов карьера. Взрывы большого ко-
личества ВВ в подземных камерах могут существенно ослабить не
только отдельные уступы, но и участки откоса борта в целом. В со-
вокупности с другими факторами это может стать причиной обру-
шений и оползней в карьере.
14. Изучение деформаций подработанных транспортных берм
карьера. Деформации, связанные с подработкой при ведении подзем-
ных работ, допустимые на обычных уступах, могут оказаться непри-
емлемыми для транспортных коммуникаций карьера. Выявление ха-
рактера и величин деформаций на этих участках будет способствовать
не только принятию соответствующего требованиям порядка работ,
но и разработке активных мер вмешательства в механику процессов.
15. Комплекс гидрогеомеханических задач. Многие месторож-
дения обводнены или залегают под комплексом осадочных обвод-
ненных пород. Глубокое водопонижение, вызываемое подземными
выработками, может различно сказываться на устойчивости и де-
формируемости верхних комплексов пород. Решение задач управ-
ления гидрогеомеханическими процессами при системах поземной
разработки с обрушением обводненных пород связано с большими
350
трудностями. При правильном решении сочетание открытых и под-
земных работ может дать существенный положительный эффект.
Систематическое исследование и решение многих задач гидрогео-
механического профиля началось лишь в последние годы.
При последовательной подземно-открытой комбинирован-
ной разработке ситуация характеризуется динамичностью откры-
тых горных работ и относительной статичностью подземных работ
или полной их остановкой.
В этом случае, кроме многих геомеханических задач, обозна-
ченных ранее, возникает ряд дополнительных.
1. Комплексное изучение инженерно-геологического и горно-
технического состояния пород и выработок на участке влияния
первичной (в данном случае — подземной) разработки. Первона-
чальные состояния и свойства массива горных пород существенно
изменяются после первичной разработки к моменту ведения по-
вторных горных работ. В отдельных случаях приходится выпол-
нять практически заново весь комплекс инженерно-геологических
изысканий с последующим определением всех необходимых ха-
рактеристик не только пород, но и массива закладки, обрушенных
масс (если они имеются). В равной степени важно знать горно-
техническую обстановку предшествующих работ: расположение,
форму, размеры, состояние горных выработок и т. д.
2. Оценка устойчивости обнажений пород в подземных горных
выработках. Особенность повторной разработки участка, где ранее
вели подземные работы, заключается в том, что участвующие в по-
следующих геомеханических процессах элементы подземной части
общего комплекса уже заданы. Поэтому возникает задача оценки со-
стояния и свойств элементов подземного рудника, наиболее важны-
ми среди которых можно считать обнажения горных пород.
3. Оценка устойчивости и несущей способности опорных це-
ликов и потолочин камер (первичной разработки). Если при оценке
устойчивости обнажений пород ошибка в установлении их разме-
ров допустима до нескольких метров, то для опорного целика она
должна быть не более 0,5—1 м.
4. Оценка существующих и определение размеров новых барь-
ерных целиков. Сложность проектирования целиков в этом случае
существенно выше, так как не всегда удается получить достовер-
ные сведения об изолируемой части старых подземных выработок,
труднее прогнозировать качество целика.
351
5. Выбор способов погашения пустот. Задача отличается от
аналогичной при совместной разработке месторождений тем, что
со стороны подземных выработок доступ к пустоте может быть ог-
раничен или отсутствовать полностью. Это создает серьезные за-
труднения для контроля за полнотой погашения пустоты. С другой
стороны, в рассматриваемом случае ограничены возможности для
качественного погашения пустот и контроля за их состоянием и со
стороны карьера. Все это накладывает соответствующие требова-
ния и условия при решении задачи.
Повторные разработки представляются наиболее сложными,
особенно в том случае, если предшествующие горные работы про-
водили с обрушением налегающих пород или работы выполняли
много лет назад.
Кроме геомеханических задач, приведенных ранее, здесь тре-
буется решение задач, присущих этому варианту комбинированной
разработки:
1. Выбор способа управления горным давлением или, иначе
формулируя, выбор систем разработки (с обрушением, с закладкой,
с поддержанием очистных камер и т.д.). При решении этой задачи,
кроме общеизвестных факторов, необходимо учитывать состояние
уже нарушенного подземными работами массива, прогнозировать
возможное поведение его при повторной подработке.
2. Изучение воздействия ранее отработанных участков (или
зон их влияния) на напряженно-деформированное состояние пород
при повторной разработке. Как на ранее отработанных участках,
так и в близлежащем массиве пород первоначальное поле напря-
жений существенно искажается. Происходят значительные дефор-
мации, а местами и разрушение пород. Все это, несомненно, влияет
на формирование напряжений и развитие деформаций пород в зоне
ведения повторных горных работ.
3. Изучение характеристик вторичного сдвижения массива
подработанных горных пород. Поскольку изменились условия,
сдвижение горных пород при повторной подработке одного и того
же участка также должно измениться. Нужно отметить, что подоб-
ная задача в горной науке практически не разработана.
4. Изучение состояния и свойств подработанного массива по-
род с целью проведения в нем горных выработок. Эта задача спе-
цифическая. Для ее решения необходимо сформулировать условия
проходки, способы проходки, вид крепи и требования к ней.
352
5. Изучение устойчивости обнажений массивов подработан-
ных ранее пород или массивов закладки. При повторной разработке
месторождения часто встречаются с проблемой выемки старых
междукамерных или панельных целиков, потолочин камер. По-
следние могут иметь закладку, физико-механическое состояние ко-
торой определяет и технологию очистных работ в целиках.
6. Определение несущей способности целиков, сооружаемых в
ранее подработанном массиве пород или массиве закладки. Задача
тесно связана с предыдущей, решение ее позволяет эффективно
изменять технологические схемы отработки, а также более гибко
управлять геомеханическими процессами.
При последовательной открыто-подземной комбинирован-
ной разработке геомеханическая ситуация отличается наибольшей
простотой в сравнении с предыдущими схемами.
Из задач, специфических для данной схемы, можно назвать
оценку устойчивости уступов и откоса борта карьера. Могут также
возникнуть задачи гидрогеомеханического порядка.
Опыт эксплуатации месторождений полезных ископаемых и
строительства различных сооружений показывает, что явления и
процессы, происходящие в массиве горных пород (также как и ус-
ловия, в которых они совершаются), сложны и разнообразны. По-
пытки разработать обобщенную теорию с использованием совре-
менных представлений физики и механики не дали удовлетвори-
тельных результатов. Предложенные методы решения геомехани-
ческих задач не отражают всего многообразия факторов и особен-
ностей их влияния на конечные результаты процессов в массиве
пород. В этом случае многое зависит от правильности выбора мо-
дели (математической или физической) изучаемой среды или усло-
вий задачи.
Сведения о геомеханических процессах, происходящих в массиве
горных пород, получают, как правило, путем испытаний в лаборато-
риях и сравнительно простых испытаний напряженного состояния в
натуре и других упрощенных условиях. Реальный массив горных по-
род испытывает сложное воздействие многих силовых полей. Точную
картину этого воздействия получить пока еще не удается.
Эти и другие трудности вынуждают исследователей подбирать
различные приближенные физико-механические и математические
модели реальной среды и процессов. Надежность получаемых ре-
353
зультатов и рекомендаций определяется степенью приближения
выбранной модели к реальному массиву горных пород.
Для учета многих особенностей конкретного массива горных
пород (особенно скальных) и процессов, происходящих в нем, в
современной геомеханике применяют комплексные методы иссле-
дований, включающие в себя аналитический, экспериментальный и
статистический. Разумное использование возможностей каждого из
них рационально и, по-видимому, обязательно. Комплексный под-
ход на данном этапе познания в большинстве случаев — единст-
венно верный путь получения правильных практических выводов и
рекомендаций.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Рылышкова М.В. Обоснование параметров комбинированной гео-
технологии освоения медноколчеданных месторождений Урала: Дис. на
соиск. уч. степ, д-ра техн.наук. — Магнитогорск, 1999. — 371 с.
2. Каплунов Д.Р., Калмыков В.Н., Рыльникова М.В.. Комбинированная
геотехнология. — М.: Издательский дом «Руда и металлы», 2003. — 560 с.
3. Ломоносов Г.Г., Манкевич В.В., Чала Дегасса Кебеде О принципах
разграничения карьерного и шахтного полей при комбинированной разра-
ботке рудных месторождений (в порядке обсуждения) // Горный жур-
нал. — 2003. —№ 9.
4. Клишин В.И., Ордин А.А., Зельберг А.С. Оптимизация глубины пере-
хода от открытого к подземному способу разработки кимберлитовых место-
рождений (в порядке обсуждения) // Горный журнал. — 2003. — № 9.
5. Пешкова MX. Экономическая оценка горных проектов. — М.: Изд-во
Московского государственного горного университета, 2003. — 422 с.
6. Щелканов В.А. Комбинированная разработка рудных месторожде-
ний. — М.: Недра, 1974. — 232 с.
7. Ржевский В.В., Новожилов М.Г., Юматов Б.П. Научные основы
проектирования карьеров. — М.: Недра, 1971.
8. Семевский В.Н. Основы проектирования рудников. — М.: Недра, 1968.
9. Агошков М.И. Определение производительности рудника. — М.:
Метал лургизд ат, 1948.
10. Городецкий П.И. Основы проектирования горнорудных предпри-
ятий. — М.: Металлургиздат, 1955.
11. Юматов Б.П., Бунин Ж.В. Строительство и реконструкция руд-
ных карьеров. — М.: Недра, 1970.
12. Казикаев Д.М. Совместная разработка рудных месторождений
открытым и подземным способами. — М.: Недра, 1967. — 156 с.
13. Нормы технологического проектирования горнодобывающих
предприятий цветной металлургии с подземным способом разработки. —
М.: Гипроцветмет, 1986.
14. Нормы технологического проектирования горнодобывающих
предприятий черной металлургии с подземным способом разработки. —
Л.: Гипроруда, 1986.
15. Рыжов П.А. Геометрия недр. — М.: Недра, 1964. — 500 с.
16. Кожиев Х.Х., Ломоносов Г.Г. Рудничные системы управления ка-
чеством минерального сырья. — М.: Изд-во Московского Государствен-
ного горного университета, 2005. — 292 с.
17. Бурчаков А.С., Харченко В.А., Кафорин Л.А. Выбор технологиче-
ских схем угольных шахт. — М.: Недра, 1975. — 272 с.
18. Бурчаков А.С., Малкин А.С., Устинов М.И. Проектирование
шахт. — М.: Недра, 1985. — 246 с.
19. Подземная разработка железистых кварцитов / Г.М. Бабаянц,
Л.К. Вертлейб, Н.Л. Журин, Д.М. Казикаев, И.Т. Родзевилло, Б.А. Фомин;
Под ред. Д.М. Казикаева. — М.: Недра, 1988. — 168 с.
355
20. Методологические принципы экологии размещения производств
строительных материалов в подземном и заглубленном пространстве: Отчет
о НИР/Научн. руководитель Д.М. Казикаев. — Белгород: БТИСМ, 1994.
21. World Cement. — 1990. — № 6. — Р. 234—244.
22. Concrete in Japan П Onoda Pacifice Conference. — 1990. — Sidney,
1990. — P. 1—62.
23. Геомеханическое обоснование сооружения и эксплуатации техно-
генных пустот различного назначения: Отчет о НИР / Научн. руководи-
тель Д.М. Казикаев. — Белгород: БТИСМ, 1992. — 61с.
24. Гордеев А.И. Системно-оптимизационная оценка комбинированной
геотехнологии: Дис. на соиск. уч. степ. канд. техн. наук. — Магнитогорск,
2000. — 146 с.
25. Минине С.Э., Минине С.С. Динамичные «плавающие» кондиции
на рудоминеральное сырье в условиях рыночной экономики // Материалы
6-го международного симпозиума «Освоение месторождений минераль-
ных ресурсов и подземное строительство сложных гидрогеологических
условиях», ч. 2. — Белгород: ВИОГЕМ, 2001. — С. 522—529.
26. Разоренов Ю.И. Оптимизация рудопотоков при разработке слож-
ных рудных месторождений подземно-открытым способом: Автореф. дис.
на соиск. уч. степ, д-ра техн. наук. — Новочеркасск, 2000. — 31с.
27. Типовые методические положения применения кондиций на
твердые полезные ископаемые в процессе разработки месторождений. —
М.: ИПКОН, 1983. — 37 с.
28. Попов В.Н., Бадамсурэн X., Буянов М.И., Руденко В.В. Квалимет-
рия недр: Учеб, пособие для вузов. — М.: Изд-во Академии горных наук,
2000. — 303 с.
29. Каледина Н.О., Дюкарев И.В. Обоснование методологического
подхода к проектированию кимберлитового рудника как подземной гор-
ной системы //Горный информационно-аналитический бюллетень. —2002.
— №3.
30. Подготовить технико-экономические расчеты по подземной
разработке кимберлитового месторождения «Мир»: Отчет о НИР/Рук.
Д.М. Казикаев. — Москва: МГГУ, 1999 — 220 с.
31. Шнайдер М.Ф., Вороненко В.К. Совмещение подземных и откры-
тых разработок рудных месторождений. — М.: Недра, 1985. — 132 с.
32. Каледина Н.О., Дюкарев И.В. Аэродинамическая связь с поверх-
ностью в условиях подземного кимберлитового рудника //Горный инфор-
мационно-аналитический бюллетень. —2001. — № 6.
33. Агошков М.И., Каплунов Д.Р., Шубодеров В.И., Гордин Д.В. От-
крыто-подземный способ освоения месторождений крепких руд. — М.:
Ротапринт ИПКОН РАН, 1992. — 188 с.
34. Ошмянский Н.Б., Лапшин А.Е., Лось О.В. Закон сопротивления
при движении воздуха через зоны обрушения рудников Кривбасса // Изв.
Вузов. Горный журнал. — 1975. — № 6. — С. 62—67.
35. Казикаев Д.М Геомеханика подземной разработки руд: Учебник
для вузов. — М.: Издательство Московского государственного горного
университета, 2005. — 542 с.
356
36. Гальперин А.М., Зайцев В.С., Норватов Ю.А. Гидрогеология и
инженерная геология: Учебник для вузов. — М.: Недра, 1989. — 383 с.
37. Казикаев Д.М., Осипенко Ю.С. Разработка рудных месторожде-
ний под водными объектами. — М.: Недра, 1989. — 192 с.
38. Разработка технологического регламента по защите рудника
«Мир» от затопления в период перехода на подземный способ добычи: От-
чет о НИР / Рук. Г.Н. Гензель — Белгород: НГЦ НОВОТЭК, 1999. — 115 с.
39. Лавров А.В., Шкуратник В.Л., Филимонов Ю.Л. Акустоэмиссион-
ный эффект памяти в горных породах. — М.: Издательство Московского
государственного горного университета, 2004. — 456 с.
40. Казикаев Д. М. Геомеханические процессы при совместной и по-
вторной разработке руд. — М.: Недра, 1981. — 288 с.
41. Гзовский М.В. Основы тектонофизики. — М.: Наука, 1975. — 536 с.
42. Влох Н.П. Управление горным давлением на подземных рудни-
ках. — М.: Недра, 1994. — 208 с.
43. Екобори Т. Физика и механика разрушения и прочности твердых
тел. — М.: Металлургия, 1971. — 264 с.
44. Сдвижение горных пород и земной поверхности при подземных
разработках; Под ред. В.А. Букринского и Г.В. Орлова. — М.: Недра,
1984. — 248 с.
45. Ильин А.И., Гальперин А.М., Норватов Ю.И. Управление долго-
временной устойчивостью откосов на карьерах. — М.: Недра, 1985. — 248 с.
46. Рыбин В.В. Геомеханическое обоснование отработки стыковочных
зон между подземными рудниками и карьерами в удароопасных условиях:
Дис. на соиск. уч. степ. канд. техн. наук. — Апатиты, 2000. — 140 с.
47. Свинин В.С. Геомеханическое обоснование технологии и систем
контроля массива пород при отработке стыковочных зон подземным и от-
крытым способами: Дис. на соиск. уч. степ, канд.техн.наук. — Апатиты,
2003, — 179 с.
48. Куролов А.А. Формирование транспортной схемы глубоких карь-
еров технологическими модулями при применении мобильных дробиль-
но-перегрузочных комплексов: Автореф. дисс. на соиск. уч. степ. канд.
техн. наук. — М.: МГГУ, 2007. — 16 с.
49. Казикаев Д.М., Бондарев В.Г. Математическое моделирование
случайной упаковки бинарной системы частиц //Горная промышленность. —
1999, —№10.
50. Казикаев Д.М. Закладка отработанных камер гидравлическим
способом на Зыряновском руднике. — М.: ЦИИНЦветмет, 1963. — 15 с.
51. Зобнин В.И., Соловьев А.А., Палютина Е.Н. Схемы отсыпки внутрен-
них отвалов при открытой разработке крутопадающих месторождений полез-
ных ископаемых // Изв. вузов. Горный журнал. — 2007. — № 2. — С. 8—17.
52. Шестаков В.А. Проектирование горных предприятий. — М.: Изд-во
Московского государственного горного университета, 1995.
53. Открытые горные работы / КН. Трубецкой, М.Г. Потапов, К.Е. Ви-
ницкий, Н.Н. Мельников и др. — М: Горное бюро, 1994. — 590 с.
357
ОГЛАВЛЕНИЕ
ПРЕДИСЛОВИЕ...............................................5
ВВЕДЕНИЕ................................................. 6
ЧАСТЬ I. НАУЧНЫЕ ОСНОВЫ КОМБИНИРОВАННОЙ
РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ...........................13
1. Общие положения и понятия..............................15
2. Предпосылки комбинированной разработки рудных
месторождений.............................................20
3. Классификация схем комбинированной разработки рудных
месторождений.............................................25
4. Запасы руд месторождения, подлежащего комбинированной
разработке................................................27
5. Определение эффективных соотношений объемов различных
технологий при комбинированной разработке.................28
5.1. Условия решения задачи............................28
5.2. Определение соотношений запасов месторождения,
отрабатываемых различными технологиями.................32
5.2.1. Оценка запасов месторождения................33
5.2.2. Выбор производственной мощности предприятия.37
5.2.3. Технико-экономическая оценка выбранных вариантов
комбинированной разработки.........................50
6. Диверсификация производства при комбинированной разработке
месторождений.............................................65
7. Принципы проектирования предприятия для комбинированной
разработки месторождения..................................84
7.1. Общие положения...................................84
7.2. Принципиальные положения проектирования...........85
7.3. Особенности проектирования комбинированной разработки
рудного месторождения..................................91
7.3.1. Разновидности проектов на комбинированную
разработку месторождения...........................93
7.3.2. Системное проектирование....................95
8. Управление запасами месторождения
и качеством добываемых руд................................98
8.1. Основные понятия и термины........................98
8.2. Управление запасами месторождения................100
8.3. Управление качеством добываемых руд..............105
358
ЧАСТЬ II. ТЕХНОЛОГИИ ГОРНЫХ РАБОТ
ПРИ КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКЕ
РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ.....................................129
9. Общие положения.......................................131
10. Вскрытие и подготовка месторождения при комбинированной
разработке...............................................131
10.1. Основные понятия и термины......................131
10.2. Классификация схем вскрытия.....................134
10.3. Единая схема вскрытия...........................139
10.4. Раздельная схема вскрытия.......................141
10.5. Оптимизация схем вскрытия.......................145
11. Проветривание совокупности открытых и подземных горных
выработок................................................147
11.1. Проветривание рудника и карьера при наличии зон
с активной аэродинамической связью с поверхностью.....149
11.2. Проветривание рудника и карьера при подземной разработке
с поддержанием выработанного пространства.............158
12. Водозащита горных выработок при комбинированной
разработке...............................................163
12.1. Общие положения.................................163
12.2. Основные характеристики водоносных толщ.........165
12.3. Особенности режима подземных вод при комбинированной
разработке месторождений..............................170
12.4. Способы водозащиты горных выработок.............175
12.4.1. Ликвидация или перемещение подрабатываемых
водных объектов...................................176
12.4.2. Изоляция водного или защищаемого объекта..179
12.4.3. Осушение подрабатываемого водного объекта.184
12.5. Условия подработки водных объектов..............190
12.6. Диверсификация водозащитной системы.............201
13. Особенности технологий открытых горных работ
при комбинированной разработке рудных месторождений......202
13.1. Технологии открытой разработки
в условиях подземных работ с обрушением руды и пород..204
13.1.1. Открытые горные работы в зоне деформаций
и обрушения массивов пород........................204
13.1.2. Погашение подземных пустот из карьера......211
13.1.3. Буровзрывные работы на уступах карьеров...214
13.1.4. Оценка технологического влияния подземного рудника
на важнейшие производственные процессы в карьере...217
13.1.5. Особенности транспортирования горной массы
в карьере..........................................219
359
13.2. Открытые горные работы в зоне влияния
подземных разработок с закладкой...........................225
13.3. Геометрические и технологические параметры карьера
при комбинированной разработке.............................230
13.4. Использование и размещение вскрышных пород...........233
14. Особенности технологий подземных горных работ
при комбинированной разработке руд............................235
14.1. Особенности инвестирования строительства
подземного рудника.........................................236
14.2. Выбор систем подземной разработки при комбинированной
технологии.................................................238
14.2.1. Системы разработки с обрушением руды и пород...239
14.2.2. Системы разработки с естественным поддержанием
подработанной толщи пород..............................240
14.2.3. Системы с искусственным поддержанием очистного
пространства...........................................245
ЧАСТЬ III. ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ПРОБЛЕМЫ
КОМБИНИРОВАННОЙ РАЗРАБОТКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
15. Глобальные геомеханические явления и процессы в пространстве от-
крыто-подземной разработки....................................264
15.1. Естественные поля напряжений в массивах горных пород.264
15.2. Неоднородность массивов горных пород.................291
15.3. Некоторые положения механизмов деформирования
и разрушения пород.........................................303
15.4. Управление деформированием подработанных
массивов пород в зонах совместного влияния карьера
и подземных выработок......................................311
15.4.1. Деформации массивов пород в масштабах
месторождений..........................................314
15.4.2. Геомеханика отработки стыковочных зон..........322
16. Управление локальными геомеханическими процессами
при очистных работах в карьере и руднике......................346
16.1. Особенности геомеханических задач
при комбинированной разработке.............................347
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ.............................................355
Джек Мубаракович КАЗИКАЕВ
родился в с. Верхние Киги Баш-
кирской АССР 25 апреля 1932 г.
После окончания в 1955 г.
Московского горного института
по специальности «Маркшей-
дерское дело» до 1967 г. работал
на Зыряновском подземном руд-
нике (Рудный Алтай). В 1967—
1968 гг. — доцент кафедры марк-
шейдерского дела в Криворож-
ском горнорудном институте.
С 1968 г. Д.М. Казикаев заведу-
ет лабораторией горного давле-
ния, а затем отделом геомеха-
ники в ВИОГЕМ (г. Белгород).
В 1984—1994 гг. он — проректор
по научной работе и заведующий кафедрой механики грунтов и
инженерной геологии в Белгородском технологическом институте
строительных материалов, в 1994—1997 гг. — директор филиала
Российской финансовой корпорации. С 1997 г. по настоящее время
Джек Мубаракович является профессором кафедры Технологии
подземной разработки рудных и нерудных месторождений Мос-
ковского государственного горного университета.
Тема его кандидатской диссертации — «Исследование прояв-
лений горного давления при одновременной разработке месторож-
дения открытым и подземным способами», докторской — «Управ-
ление геомеханическими процессами при совместной и повторной
разработке рудных месторождений».
Производственная, научная и педагогическая деятельность
Д.М. Казикаева связана с проблемами технологии подземных гор-
ных работ, маркшейдерии, геомеханики, инженерной геологии,
включающими в себя такие вопросы, как создание методов геоме-
ханических и инженерно-геологических исследований при освое-
нии рудных месторождений, разработка теоретических основ и
методов решения комплекса задач комбинированной разработки
рудных месторождений, а также теоретические и эксперименталь-
ные исследования параметров современных полей напряжений в
массивах горных пород.
С 1987 г. Д.М. Казикаев — профессор, с 1998 г. — действ, член
Академии горных наук, с 2003 г. — действ, член РАЕН.
Результаты научных исследований Д.М. Казикаева реализова-
ны на многих горно-добывающих предприятиях, а также в много-
численных научно-методических разработках. Д.М. Казикаевым
подготовлены 18 кандидатов и 3 доктора наук. Им опубликовано
свыше 230 научных работ, в том числе 11 монографий и учебников.
Он является лауреатом премии Совета Министров, членом Между-
народного общества по механике горных пород, Международной
ассоциации по инженерной геологии, ему присвоены звания «По-
четный работник высшего профессионального образования Рос-
сийской Федерации», «Почетный работник науки и техники РФ».
Джек Мубаракович Казикаев
КОМБИНИРОВАННАЯ
РАЗРАБОТКА
РУДНЫХ
месторождений
Режим выпуска «литерный»
Редактор текста Е. И. Кит
Набор Т.Н. Абросимова
Компьютерная верстка и подготовка
оригинал-макета И.А. Вершинина
Дизайн серии Е.Б. Капралова
Зав. производством Н.Д. Уробушкина
Диапозитивы изготовлены в Издательстве МГГУ
Подписано в печать 11.06.2008. Формат 60x90/16.
Бумага офсетная № 1. Гарнитура «Times».
Печать офсетная. Усл. печ. л. 23,0.
Тираж 4000 экз. Заказ 258
ИЗДАТЕЛЬСТВО МОСКОВСКОГО
ГОСУДАРСТВЕННОГО ГОРНОГО УНИВЕРСИТЕТА
ИЗДАТЕЛЬСТВО «ГОРНАЯ КНИГА»
Оригинал-макет подготовлен в издательстве
«Гэрная книга»
Отпечатано в ОАО «Московская типография № 6»
115088 Москва, ул. Южнопортовая, 24
Магниевые штампы изготовлены в Первой
Образцовой типографии
Горное
---------образование--------------------------------
119991 Москва, ГСП-1, Ленинский проспект, б,
Издательство МГГУ, издательство «Горная книга»;
тел. (495) 236-97-80; факс (495) 956-90-40;
тел./факс (495) 737-32-65
к ♦ н ♦ и ♦ г ♦ и
ИЗДАТЕЛЬСТВА МОСКОВСКОГО
ГОСУДАРСТВЕННОГО ГОРНОГО
УНИВЕРСИТЕТА
И ИЗДАТЕЛЬСТВА «ГОРНАЯ КНИГА»
можно приобрести:
ф в киоске Издательства МГГУ (м. «Октябрь-
ская»-кольцевая, Ленинский проси., 6, глав-
ный корпус, 2-й этаж);
ф заказать через систему «Книга—почтой»; заказы
в произвольной форме направлять по адресу:
119991 Москва, ГСП-1, Ленинский
проспект, 6, Издательство МГГУ;
ф заказать по телефонам:
ф заказать по факсам:
(495) 236-97-80,
(495) 737-32-65;
(495) 956-90-40,
(495) 737-32-65;
ф через e-mail: info@gornaya-kniga.ru
Распространение книг осуществляют
Издательство МГГУ, издательство «Горная книга»
и OOQ «Горкниготорг»
Подробная информация размещена в Интернете
на сайте www.gornaya-kniga.ru
СТРУКТУРА АССОЦИАЦИИ
«МИР ГОРНОЙ КНИГИ»
ГИАБ является ведущим ГОРНЫЙ
Индекс Роспечати 46466 Индекс Прессы России 20983
научно-практическим журналом в области горных наук, геологии, экономики добывающих отраслей, высшего горного образования и смежных наук ИНФОРМАЦИОННО- АНАЛИТИЧЕСКИЙ БЮЛЛЕТЕНЬ (ГИАБ) ГИАБ внесен в список периодических научных изданий, рекомендуемых ВАК Минобразования и науки России для публикации научных работ соискателей ученой степени доктора наук
Публикуемые в ГИАБ материалы содержат: ♦ статьи ученых высшей школы, НИИ, зарубежных специалис- тов, руководителей горных предприятий и инженеров; ♦ полные тексты докладов ученых на симпозиумах, конферен- циях, совещаниях; ♦ обзоры по защищенным диссертациям в области горного дела и смежных наук; ♦ аннотации и рецензии на новые книги в области горного дела; ♦ публицистические, исторические и литературные материалы. ГИАБ освещает работу семинаров ежегодного симпозиума «Неделя горняка». Периодичность издания 12 номеров в год. Объем каждого номера 408 страниц. С 2004 г. ГИАБ выпускается в книжном формате, в твердом пере- плете. Распространение ГИАБ — преимущественно по подписке. Возможен предварительный заказ отдельных номеров ГИАБ, вы- пускаемых в текущем году, а также заказ номеров прошлых лет По заявкам организаций издаются тематические и региональные выпуски ГИАБ, препринты (брошюры), являющиеся официальным приложением к бюллетеню.
Подписку и продажу отдельных номеров осуществляет Издательство МГГУ
Заявки с обратным адресом направляйте по адресу: 119991 Москва, ГСП-1, Ленинский пр., д. 6, Издательство Ml ТУ По вопросам подписки, получения экземпляров ГИАБ и издания отдельных выпусков можно также обращаться по телефонам (495) 236-97-80, 737-32-65; по факсу (495) 956-90-40 или по e-mail: info@gornaya-kniga.ru
В ИЗДАТЕЛЬСТВЕ
московского
ГОСУДАРСТВЕННОГО ГОРНОГО
УНИВЕРСИТЕТА
работает ДЕПОЗИТАРИЙ
Депонированные рукописи
приравниваются государственными
организациями (ВАК, Министерством
образования и науки РФ и др.) к открытым
публикациям
Справка
о депонировании
выдается в течение
суток
Депонирование
рукописей —
удобный и быстрый
вид публикаций
К депонированию принимают
рукописи по всем аспектам горного дела
и смежным дисциплинам
Депозитарий принимает
к опубликованию работы, которые
по каким-либо причинам не могут быть
напечатаны в журналах и сборниках
По вопросам депонирования обращайтесь
в Издательство МН У
Зав.
депозитарием —
Лариса Алексеевна
Руденко
119991 Москва, ГСП-1,
Ленинский пр-т, 6, Издательство МГГУ.
Телефон: (495) 236-97-80.
E-mail: info@gornaya-kniga.ru.
www.gornaya-kniga.ru.