CC BY
1
УДК 622.27.326
ИССЛЕДОВАНИЕ СХЕМ ВСКРЫТИЯ ПОДКАРЬЕРНЫХ ЗАПАСОВ КИМБЕРЛИТОВЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
И.В. Никитин
Актуальность исследования обусловлена необходимостью повышения эффективности подземной разработки коренных кимберлитовых месторождений Якутии в условиях наличия глубоких карьеров в предельном положении. Применяемые схемы вскрытия подкарьерных запасов вертикальными стволами с поверхности без использования или с частичным использованием карьера для вспомогательных нужд характеризуются высокой трудоемкостью и большими объемами капитальных работ, что обуславливает повышенные затраты и сроки строительства подземного рудника. Решение задачи сокращения затрат и сроков строительства рудника заключается в организации поэтапного вскрытия рудовыдачными автоуклонами из карьера и использования имеющегося карьерного транспорта и транспортных коммуникаций.
Ключевые слова: кимберлитовая трубка, комбинированная разработка, подка-рьерные запасы, схема вскрытия, экономико-математическое моделирование, срок строительства, дисконтированные затраты.
Разработка коренных кимберлитовых месторождений в провинции Республики Саха (Якутия) ведется преимущественно открытым способом до достижения предельных по технико-экономическим условиям глубин (от 320 до 720 м) [1]. Исчерпание потенциала открытой геотехнологии при наличии значительных запасов под дном карьера (от 200 до 400 м) на кимберлитовых трубках «Ботуобинская», «Нюрбинская» и «Юбилейная» определяет необходимость перехода на подземный способ их разработки, эффективность которого во многом зависит от правильного выбора схемы вскрытия.
Анализ опыта комбинированной разработки кимберлитовых трубок «Интернациональная», «Мир», «Айхал» и «Удачная» [2 - 7] показал, что вскрытие подкарьерных запасов, как правило, произведено вертикальными стволами с поверхности на глубину нескольких этажей без использования или с частичным использованием карьера для вспомогательных целей. Данные схемы характеризуются высокой трудоемкостью и большими объемами капитальных работ, что в сложных условиях криолитозоны привело к серьезному отставанию сроков ввода подземных рудников в эксплуатацию (до 7 - 10 лет) и значительному снижению эффективности подземных горных работ [5].
Таким образом, изыскание схем вскрытия подкарьерных запасов кимберлитовых месторождений Якутии, обеспечивающих сокращение затрат и срока строительства подземного рудника и установление области их эффективного применения, является актуальной научно-технической задачей.
Состояние изученности вопроса. Разработке научно-методических основ и развитию теории вскрытия при подземной и комбинированной разработке рудных месторождений посвящены труды отечественных и зарубежных ученых: М.И. Агошкова, Л.Д. Шевякова, Д.Р. Каплунова, A.C. Воронюка, Ю.В. Волкова, В.В. Глотова, Ю.В. Демидов, В.Н. Калмыкова, С.В. Лукичева, М.В. Рыльниковой, И.Н. Савича, И.В. Соколова, В.А. Ше-стакова, В.А. Щелканова, A. Newman, E. Ben-Awuah и других [8 - 17]. В их работах сформулированы основные принципы, разработаны методики определения параметров и сравнения вариантов вскрытия, предложены классификации, упрощающие процедуру выбора эффективного варианта.
Имеется достаточно большой опыт использования карьера для размещения в нем подземных вскрывающих выработок, по которым осуществляется доставка людей, материалов и оборудования, подача свежего или выдача загрязненного воздуха, выдача породы и прочие вспомогательные функции. Для вскрытия прибортовых и удаленных от борта карьера запасов, как правило, применяются штольни, а для вскрытия подкарьерных запасов - автоуклоны [18].
Практика использования автоуклонов в качестве рудовыдачных выработок чаще всего ограничивается периодом перехода от открытых к подземным горным работам, т.е. в пределах верхнего подкарьерного этажа (рудники «Принс-Лайэл» (Австралия), «Тайнагх» (Ирландия), «Элен» (Канада), Чамбиши (Замбия), «Учалинский» (Россия) и др.) [10, 18 - 20]. Известны примеры их использования в течение всего периода доработки месторождений (рудники «Тьюктоник бор» (Австралия), «Люксилахти Виртасальме» (Финляндия), «Молодежный» (Россия) и др.) [10, 21].
Решение задачи сокращения затрат и срока строительства рудника состоит в использовании автоуклонов, проходимых из карьера, не только для вспомогательных целей вскрытия, то есть как дополнительные, но и для выдачи руды на поверхность, как основные. При этом обеспечивается возможность организации поэтапного ввода рудника в эксплуатацию.
Изыскание и конструирование рациональных схем вскрытия. На основании анализа мирового опыта и существующих классификаций произведена систематизация схем вскрытия подкарьерных запасов рудных месторождений, позволяющая изыскать наиболее рациональные варианты применительно к условиям конкретного месторождения (табл. 1). При разделении на классы принят признак, определяющий объем вскрываемых запасов, величину капитальных вложений и срок строительства рудника, -порядок (этапность) вскрытия (классиф. признак А.С. Воронюка [22]), на группы - тип рудовыдачной вскрывающей выработки, на варианты - место ее заложения (классиф. признаки И.В. Соколова [23]).
Таблица 1
Систематизация схем вскрытия подкарьерных запасов рудных месторождений
Класс Группа Вариант
(порядок (тип рудовыдачной (место заложения рудовыдачной
вскрытия) вскрывающей выработ- вскрывающей выработки)
ки) А. Поверхность Б. Карьер
I. Одноэтапный 1. Вертикальный ствол Вертикальный Автоуклон
(единовременно 2. Наклонный ствол скиповой или клете-
на полную 3. Транспортный уклон вой ствол;
глубину распро- Наклонный
странения скиповой или кон-
запасов) вейерный ствол;
Автоуклон
II. Многоэтапный 1. Вертикальный ствол Вертикальный Автоуклон
(очередями с последующей его скиповой или клете-
на глубину углубкой или проходкой вой ствол;
шага вскрытия) слепого ствола Наклонный
2. Наклонный ствол скиповой или кон-
с последующей его вейерный ствол;
углубкой Автоуклон;
3. Транспортный уклон Вертикальный
с последующей его скиповой и наклон-
углубкой ный конвейерный
4. Сочетание различных стволы;
по типу выработок на Автоуклон и
разных этапах вскрытия наклонный
скиповой или кон-
вейерный ствол
На основе систематизации для условий последовательной (глубина карьера - 500 м) схемы комбинированной разработки глубокозалегающего (глубина распространения разведанных запасов - 800 м) кимберлитового месторождения сконструированы два рациональных варианта вскрытия подкарьерных запасов, обеспечивающих сокращение затрат и периода строительства подземного рудника за счет заложения вскрывающих или рудовыдачных автоуклонов на площадке карьера (рис. 1). В зависимости от среднего диаметра трубки, изменяющего в диапазоне от 80 до 200 м, производственная мощность подземного рудника, определенная по горным возможностям при применении камерной системы разработки с закладкой, составляет от 0,5 до 1,0 млн т/год. Строительство подземного рудника предусматривается в период доработки карьера. Вскрывающие выработки располагаются за возможной зоной сдвижения горных пород.
а
б
- - контур карьера - выработки 1 -ой очереди - выработки 2-ой очереди
- рудопоток гтйвд/ - ПДМ - ШАС - Экскаватор - КАС
Рис. 1. Схемы: а - одноэтапного вскрытия вертикальными стволами с поверхности (вариант 1); б - многоэтапного вскрытия рудовыдачными автоуклонами из карьера (вариант 2): 1 - скиповой ствол; 2 - клетевой ствол; 3 - вскрывающий автоуклон;
4 -рудовыдачной автоуклон;5 - квершлаг; 6 - этажный штрек;
7 - капитальный рудоспуск
Вскрытие подкарьерных запасов в варианте 1 осуществляется сразу на всю глубину залегания трубки, в варианте 2 - очередями. Вариант 1 предусматривает проходку вертикальных (скипового и клетевого) стволов с поверхности вскрывающего автоуклона из карьера под углом 10° для обеспечения ускоренного строительства горизонтов и спуска самоходного оборудования, квершлагов и этажных штреков, капитального рудоспуска в районе скипового ствола, выработок околоствольного двора. Подъем добытой руды на поверхность осуществляется по скиповому стволу в скипах грузоподъемностью от 14 до 25 т. Внутришахтный транспорт руды по эксплуатационным горизонтам до рудоспуска производится шахтными автосамосвалами (ШАС) грузоподъемностью от 32 до 54 т. Вариант 2 предусматривает проходку рудовыдачных автоуклонов из карьера под углом 8°,
клетевого ствола с поверхности, квершлагов и этажных штреков. Транспортирование руды по эксплуатационным горизонтам и автоуклонам в карьер производится ШАС, далее на поверхность - по карьерным съездам карьерными автосамосвалами (КАС) грузоподъемностью 90 т. В карьере оборудуется перегрузочный пункт, для перегрузки руды используется экскаватор. Вариант 2 позволяет отказаться от скипового ствола и капитального рудоспуска, а также уменьшить первоначальную глубину клетевого ствола.
Методика оценки схем вскрытия. Эффективность вариантов вскрытия, различающихся сроком строительства подземного рудника и объемами инвестиций, предложено оценивать по критерию минимума дисконтированных затрат (ДЗ), определяемых как сумма разновременных капитальных затрат на обеспечение доступа к полезному ископаемому и эксплуатационных затрат на выдачу его на поверхность [13]. Целевая функция ДЗ имеет вид
т к а + 3 а
ДЗ> =? КЬ^ ^ тт, руб., (1)
го (1 +
где / - порядковый номер варианта вскрытия; Т - расчетный период, включающий сроки строительства (Тстр) и эксплуатации (Тэксп) рудника, лет; ^ -начало расчетного периода; К - капитальные затраты на горнокапитальные работы, возведение надшахтных зданий, устройство порталов уклонов и перегрузочных узлов в карьере, приобретение проходческого, подъемного и транспортного оборудования в ^м году по /-му варианту вскрытия, руб./год; Эи - эксплуатационные затраты на поддержание горнокапитальных выработок, подъем и транспортирование руды в ^м году по ¡-му варианту вскрытия, руб./год; Бшг - переменная норма дисконта, доли ед.
Предложенный показатель учитывает совокупный эффект от снижения затрат и сокращения срока ввода рудника в эксплуатацию (ЛТстр), определяемый на основе календарных графиков с учетом начала расчетного периода в виде ^ = 1 + ЛТстр.
Протяженность вскрывающих выработок, в том числе проходимых из карьера, определяется из следующих выражений, учитывающих условия залегания кимберлитовых месторождений, параметры карьера и параметры вскрытия шахтного поля.
Глубина вертикального ствола (Нств)
Нств = Нк + Нэтт+Кд, м, (2)
где Нк - глубина карьера, м; Нэт - высота этажа, м; т - число этажей в шаге вскрытия, шт.; Ид - глубина зумпфа ствола, м.
Длина автоуклона
Нк - К + Нт
= Н к К +Н этт , м, (3)
8т Д
ау
где h3 - глубина заложения портала автоуклона в карьере от поверхности, м; вау - угол наклона выработки, град.
Длина квершлага
¿кв = H + /оз - С , м, (4)
tg 5
где H - глубина распространения запасов трубки, м; 5 - угол сдвижения вмещающих пород, град.; /оз - предохранительная берма на поверхности до ствола, м; с - безопасное расстояние от штрека до рудного тела, м.
Длина заезда на этаж
H - h
¿з = - c, м, (5)
tg р
где р - генеральный угол наклона бортов карьера, град.
Длина этажного штрека
¿шт = 71 (d + 2c), м, (6)
где d - средний диаметр трубки, м.
Полная методика включает расчеты всех видов затрат и состоит из 45 формул, положенных в основу алгоритма и компьютерной программы для выбора наиболее эффективного варианта вскрытия [24].
Результаты исследования и их обсуждение. Исследовано влияние ключевых горнотехнических факторов - производственной мощности подземного рудника (^шх) и глубины распространения запасов под дном карьера (Нвск), определяемой как разница между H и Нк, - на показатели эффективности схем вскрытия по вариантам 1 и 2. Для этого использован метод экономико-математического моделирования, который позволяет не только установить количественное выражение взаимосвязей между показателем целевой функции и факторами, влияющими на его величину, но и изучить свойства объекта исследований или проанализировать процессы, протекающие в нем [25].
На первом этапе путем построения календарных графиков (табл. 2) определены строки строительства по вариантам 1 и 2 и построены графики изменения Тстр в зависимости от Ашх и Нвск (рис. 2,а).
Установлено, что Тстр с увеличением Ашх по обоим вариантам растет на 15 % за счет увеличения длины этажных штреков, а с увеличением Нвск повышается по варианту 1 в 1,5 раза за счет увеличения глубины стволов, длины квершлагов, штреков и рудоспуска, по варианту 2 - на 20 % за счет увеличения длины автоуклонов. Вариант 2 позволяет сократить Тстр в 1,52,2 раза (с 5,5 - 9 лет до 3,5 - 4 лет) по сравнению с вариантом 1.
На втором этапе с учетом полученных величин Тстр построены графики изменения ДЗ (при Evar = 4 - 12%) [26] в зависимости от А^ и Нвск (рис. 2,б) и определены области эффективного применения вариантов 1 и 2.
Установлено, что ДЗ с увеличением А^ и Нвск возрастают по варианту 1 в 1,5 - 1,7 раза, по варианту 2 - в 1,7 - 2,4 раза прежде всего за счет
увеличения сечений и протяженности вскрывающих выработок. Видно, что наибольшая интенсивность роста ДЗ характерна для варианта 2. Это объясняется приростом как капитальных затрат из-за увеличения объемов и стоимости работ по углубке клетевого ствола, так и эксплуатационных затрат вследствие увеличения объемов, и длины транспортирования добытой руды. Данное обстоятельство обуславливает нецелесообразность применения варианта 2 при ^шх > 0,85 млн т/год и Нвск > 300 м. В остальных случаях вариант 2 весьма эффективен и позволяет снизить ДЗ в 1,05 - 1,5 раза по сравнению с вариантом 1 за счет отказа от скипового ствола и оптимизации величины шага вскрытия.
Таблица 2
Укрупненный график строительства по вариантам вскрытия (при Ашх = 1,0 млн т/год и ^ск = 300 м)
Наименование выработок Длина(объем) выработок 1 / 2 очереди, м Скорость стр-ва, м/мес. Число забоев, шт. Срок стр-ва, мес. Годы
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12
Ва риант 1
Скиповой ствол 870 25 1 35
Клетевой ствол 840 25 1 34
Вскрывающий автоуклон 2505 70 1 36
Квершлаги 3720 70 2 27
Штреки 1884 70 2 13
Рудоспуск 200 45 1 4 ■
Околоствольные дворы и камеры 14070 350 4 10
Всего 85 Тстр
Ва риант 2
Рудовыдачные автоуклоны 5870 / 1437 70 2 42 /10
Клетевой ствол 640 / 200 25 / 15 1 26 /13
Квершлаги 1249 / 625 70 2 9 / 5
Штреки 1256 / 628 70 2 9 / 5
Околоствольные дворы и камеры 2800 / 1400 350 4 2 / 1 ■ ■
Всего 46 / 21 Тстр
- выработки 1-ой очереди - выработки 2-ой очереди
Графические зависимости ДЗ от Ашх и Нвск аппроксимированы методом множественной линейной регрессии [27]. Получены уравнения регрессии, позволяющие с высокой степенью достоверности (Я2 = 0,99) определять целевые показатели в рассмотренных диапазонах:
ДЗ1 = 3,4Ашх + 0,008Н - 0,002Нк - 4,2, млрд руб., (7)
ДЗ2 = 4,6Ашх + 0,011Н - 0,005Нк - 6,15, млрд руб. (8)
а
Нвск = 200 II Яг.гк = 300 и Двск = 400 и
0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1 0,5 0,6 0,7 0,8 0,9 1 Ашх, млн т/год Ашх, ШЛИ Т/ГОД Ашх, млн т/год
^^"Вариант I ^^"Вариант 2
Рис. 2. Изменение срока строительства подземного рудника (а) и суммарных дисконтированных затрат (б) в зависимости от производственной мощности подземного рудника при различной глубине распространения запасов под дном карьера
Эффективность схемы многоэтапного вскрытия подкарьерных запасов кимберлитовых месторождений рудовыдачными автоуклонами из карьера в сравнении со схемой одноэтапного вскрытия вертикальными стволами с поверхности при производственной мощности подземного рудника до 0,85 млн т/год и глубине распространения запасов под дном карьера до 300 м достигается путем сокращения срока строительства рудника до 2,2 раз и снижения затрат до 1,5 раз за счет отказа от скипового ствола и оптимизации величины шага вскрытия.
Заключение
1. Систематизированы варианты вскрытия подкарьерных запасов рудных месторождений по признакам, определяющим объем вскрываемых запасов, величину капитальных вложений и срок строительства рудника, -порядок (этапность) вскрытия, тип рудовыдачной вскрывающей выработки и место ее заложения.
2. Разработана методика оценки вариантов вскрытия подкарьерных запасов по критерию минимума суммарных дисконтированных затрат, отличающаяся учетом условия залегания кимберлитовых месторождений, параметров карьера и параметров шахтного поля.
3. Обоснована эффективность схемы многоэтапного вскрытия подкарьерных запасов кимберлитовых месторождений рудовыдачными авто-
уклонами из карьера при производственной мощности подземного рудника до 0,85 млн т/год и глубине распространения запасов под дном карьера до 300 м.
Исследования выполнены в рамках Госзадания Минобрнауки № 07500412-22 ПР. Тема 1. FUWE-2022-0005.
Список литературы
1. Клишин В.И., Филатов А.П. Подземная разработка алмазоносных месторождений Якутии. Новосибирск: Издательство СО РАН, 2008. 337 с.
2. Зельберг А.С., Зырянов И.В., Бондаренко И.Ф. Современные и перспективные технологии при разработке месторождений алмазов // Горная промышленность. 2019. № 3. С. 26 - 31. DOI 10.30686/1609-9192-20193-145-26-31.
3. Новые технологические решения разработки кимберлитовых месторождений Якутии / К. В. Булатов [и др.]. Екатеринбург: АО «Уралме-ханобр», 2022. 544 с.
4. Вскрытие и технология совместной отработки прибортовых и подкарьерных запасов трубки «Удачная» / И.В. Соколов [и др.] // Сб. науч. тр. Проблемы и пути эффективной отработки алмазоносных месторождений: междунар. науч.-практ. конф.: Новосибирск: Наука, 2011. С. 148 - 153.
5. Иудин М.М. Вскрытие кимберлитовых месторождений Якутии: опыт и проблемы // Наука и образование. 2008. № 1. С. 3 - 6.
6. Peculiarities in setting norms of extraction in underground mining of diamond ore / S.A. Vokhmin [and others] // Universal Journal of Engineering Science. 2014. V. 2. P. 39 - 42.
7. Акишев А.Н., Лель Ю.И., Глебов И.А. Инновационная технология вскрытия и разработки глубоких кимберлитовых карьеров // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2019. Вып. 3. С. 111 - 123.
8. Агошков М.И., Воронюк A.C., Громыко A.A. Методика сравнения и выбора схем вскрытия мощных рудных месторождений вертикальными и наклонными рудоподъемными выработками. М.: ИГД им. A.A. Скочинского, 1968. 44 с.
9. Воронюк А.С. Рациональные схемы и параметры вскрытия рудных месторождений. М.: Наука, 1993. 250 с.
10. Каплунов Д.Р., Калмыков В.Н., Рыльникова М.В. Комбинированная геотехнология. М.: Руда и металлы, 2003. 560 с.
11. Демидов Ю.В., Звонарь А.Ю. Методические принципы проектирования схем вскрытия при комбинированной технологии разработки рудных месторождений // Горный журнал. 2009. №6. С. 57 - 59.
12. Савич И.Н. Комбинированная разработка кимберлитовых месторождений // Горная промышленность. 2004. № 1. С. 42 - 43.
13. Соколов И.В., Антипин Ю.Г., Никитин И.В. Моделирование и оптимизация способа и схемы вскрытия подкарьерных запасов крутопадающих рудных месторождений // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2014. № 6. С. 190 - 196.
14. Щелканов В.А. Комбинированная разработка рудных месторождений. М.: Недра, 1974. 231 с.
15. King B., Goycoolea M., Newman A. Optimizing the open pit-to-underground mining transition // European Journal of Operational Research. 2017. V. 257 (1). P. 297 - 309.
16. Strategic mining options optimization: Open pit mining, underground mining or both / E. Ben-Awuah, O. Richter, T. Elkington, Y. Pourrahimian // International Journal of Mining Science and Technology. 2016. V. 26 (6). P. 1065 - 1071.
17. Combined optimization of an open-pit mine outline and the transition depth to underground mining / D. Whittle [and others] // European Journal of Operational Research. 2018. V. 268 (2). P. 624 - 634. DOI: 10.1016/j.ejor.2018.02.005.
18. Ивашов Н.А. Обоснование способов вскрытия запасов за предельным контуром карьеров // Вестник Магнитогорского государственного технического университета им. Г.И. Носова. 2007. № 1 (17). С. 9 - 13.
19. Рыльникова М.В., Калмыков В.Н., Ивашов Н.А. Эффективные схемы вскрытия при комбинированной разработке рудных месторождений // Недропользование - XXI век. 2007. № 2. С. 44 - 48.
20. Гибадуллин З.Р., Калмыков В.Н., Петрова О.В. Технологические схемы транспортирования рудной массы при подземной отработке при-контурных запасов карьеров. Магнитогорск: МГТУ им. Г.И. Носова, 2016. 159 с.
21. Волков Ю.В., Соколов И.В., Камаев В.Д. Геотехнология доработки медноколчеданного месторождения подземным способом // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). 2004. № 7. С. 237 - 241.
22. Воронюк А.С. Классификация способов и схем вскрытия рудных месторождений // Труды Дальневосточного государственного технического университета. 2005. № 139. С. 58 - 73.
23. Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Систематизация и экономико-математическое моделирование вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений // Горный журнал. 2012. № 1. С. 67 - 71.
24. Никитин И.В. Оптимизация параметров вскрытия при подземной разработке подкарьерных запасов кимберлитового месторождения // Проблемы недропользования. 2017. № 1. С. 21-28.
25. Методология выбора подземной геотехнологии освоения переходных зон при комбинированной разработке рудных месторождений /
И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Ю.Г. Антипин, И.В. Никитин // Горный журнал. 2018. № 1. С. 22-26. DOI. 10.17580/gzh.2018.01.03.
26. Соколов И.В., Смирнов А.А., Никитин И.В. Методика экономической оценки долгосрочных стратегических решений при комбинированной разработке рудных месторождений // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2021. Вып. 3. С. 314-325.
27. Gass S.I. Linear Programming: Methods and Applications. New York: Dover Publications, Fifth Edition, 2010. 544 p.
Никитин Игорь Владимирович, науч. сотр. лаборатории, [email protected], Россия, Екатеринбург, Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук
RESEARCH OF SCHEMES FOR OPENING OF SUB-PIT RESERVES OF KIMBERLITE DEPOSITS
I.V. Nikitin
The relevance of the study is due to the need to increase the efficiency of underground mining of the indigenous kimberlite deposits of Yakutia at the presence of deep pit in limit position. The applied schemes for opening sub-pit reserves with vertical shafts from surface without using or partially using the pit for auxiliary needs are characterized by high labor intensity and large amounts of capital work, which causes increased costs and construction period of underground mine. The solution to the problem of reducing costs and construction period of the mine is to organize phased opening of ore-bearing autoslopes from the pit and the use of existing pit transport and communications.
Key words: kimberlite pipe, combined mining, sub-pit reserves, scheme of opening, economic and mathematical modeling, construction period, discounted costs.
Nikitin Igor Vladimirovich, research worker of laboratory, [email protected], Russia, Ekaterinburg, Institute of Mining of Ural branch of Russian academy of sciences
Reference
1. Klishin V.I., Filatov A.P. Underground mining of diamond deposits in Yakutia. Novosibirsk: Publishing House of SB RAS, 2008. 337 p.
2. Zelberg A.S., Zyryanov I.V., Bondarenko I.F. Modern and promising technologies in the development of diamond deposits // Mining industry. 2019. No. 3. pp. 26-31. DOI 10.30686/1609-9192-2019-3-145-26-31.
3. New technological solutions for the development of kimberlite deposits in Yakutia / K. V. Bulatov [et al.]. Yekaterinburg: Uralmekhanobr JSC, 2022.544 p.
4. Opening and technology of joint mining of instrument and subcarrier reserves of the Udachnaya tube / I.V. Sokolov [et al.] // Collection of scientific tr. Problems and ways of effective mining of diamond-bearing deposits: international scientific and practical conference: Novosibirsk: Nauka, 2011. p. 148 - 153.
5. Yudin M.M. Opening of kimberlite deposits in Yakutia: experience and problems // Science and education. 2008. No. 1. pp. 3-6.
6. Features of establishing extraction standards for underground mining of diamond ore / S.A. Vokhmin [et al.] // Universal Engineering Scientific Journal. 2014. Vol. 2. pp. 39 -42.
7. Akishev A.N., Lel Yu.I., Glebov I.A. Innovative technology of opening and development of deep kimberlite quarries // Izvestia of Tula State University. Earth Sciences. 2019. Issue 3. pp. 111 - 123.
8. Agoshkov M.I., Voronyuk A. S., Gromyko A. A. Methodology for comparing and selecting schemes for opening powerful ore deposits with vertical and inclined ore-lifting workings. Moscow: A. A. Skochinsky IGD, 1968. 44 p.
9. Voronyuk A.S. Rational schemes and parameters of opening ore deposits. M.: Nauka, 1993. 250 p.
10. Kaplunov D.R., Kalmykov V.N., Rylnikova M.V. Combined geotechnology. M.: Ore and metals, 2003. 560 p.
11. Demidov Yu.V., Zvonar A.Yu. Methodological principles of designing opening schemes with combined technology of ore deposits development // Mining Journal. 2009. No.6. pp. 57-59.
12. Savich I.N. Combined development of kimberlite deposits // Mining industry. 2004. No. 1. pp. 42-43.
13. Sokolov I.V., Antipin Yu.G., Nikitin I.V. Modeling and optimization of the method and scheme of opening the subcarrier reserves of steep-yielding ore deposits // Mining information and analytical bulletin (scientific and technical journal). 2014. No. 6. pp. 190 -196.
14. Shchelkanov V.A. Combined mining of ore deposits. M.: Nedra, 1974. 231 p.
15. King B., Goikulia M., Newman A. Optimization of the transition from open-pit mining to underground mining // European Journal of Operational Research. 2017. Vol. 257 (1). pp. 297 - 309.
16. Optimization of strategic options for mining: open-pit mining, underground mining or both / E. Ben-Avua, O. Richter, T. Elkington, Y. Purrahimyan // International Journal of Mining Science and Technology. 2016. Vol. 26 (6). pp. 1065-1071.
17. Combined optimization of the contour of open-pit mining and the depth of transition to underground mining / D. Whittle [et al.] // European Journal of Operational Research. 2018. vol. 268 (2). pp. 624 - 634. DOI: 10.1016/j.ejor.2018.02.005.
18. Ivashov N.A. Substantiation of methods for opening reserves beyond the outer contour of quarries // Bulletin of Magnitogorsk State Technical University named after G.I. Nosov. 2007. No. 1 (17). pp. 9-13.
19. Rylnikova M.V., Kalmykov V.N., Ivashov N.A. Constructive possibilities of opening during combined processing of mines // Use - XXI century. 2007. No. 2. pp. 44-48.
20. Gibadullin Z.R., Kalmykov V.N., Petrova O.V. Technological schemes of ore mass transportation during underground mining of open-pit reserves. Magnitogorsk: MGTU named after G.I. Nosov, 2016. 159 p.
21. Volkov Yu.V., Sokolov I.V., Kamaev V.D. Geotechnology of the completion of a copper-crusted deposit by an underground method // Mining information and analytical bulletin (scientific and technical journal). 2004. No. 7. pp. 237-241.
22. Voronyuk A.S. Classification of methods and schemes for opening ore deposits // Proceedings of the Far Eastern State Technical University. 2005. No. 139. pp. 58-73.
23. Sokolov I.V., Antipin Yu.G. Systematization and economic and mathematical modeling of options for opening underground reserves in combined field development // Mining Journal. 2012. No. 1. pp.
67-71. 24. Nikitin I.V. Optimization of opening parameters during underground mining of sub-quarry reserves of kimberlite deposits // Problems of subsurface use. 2017. No. 1. pp. 21-28.
25. Methodology of choosing the subprogram "Development of a representative zone in the combined development of the ore metro" / I.V. Sokolov, A.A.A. Smirnov, E.G. Antip, I.V. Nikitin // Gor-novy zhurnal. 2018. No. 1. pp. 22-26. DOI. 10.17580/gj.2018.01.03.
26. Sokolov I.V., Smirnov A.A., Nikitin I.V. Methodology of economic assessment of long-term strategic decisions in the combined development of ore deposits // Proceedings of Tula State University. Earth Sciences. 2021. Issue 3. pp. 314-325.
27. Gass S.I. Linear programming: methods and applications. New York: Dover Publications, Fifth Edition, 2010. 544 p.
УДК622.831 (571.17)
ГЕОМЕХАНИЧЕСКИЕ ПРОЦЕССЫ В ОКРЕСТНОСТИ
ОЧИСТНЫХ И ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК
УГОЛЬНЫХ ШАХТ
О.А. Петрова, А.В. Крестьянинов, А.А. Максимов, И.К. Шмаков
Рассмотрен вариант перехода высокопроизводительным комплексно-механизированным очистным забоем диагональной выработки в выемочном столбе угольной шахты. По результатам вычислительного эксперимента выявлены закономерности изменения напряжённо-деформированного состояния и прочностных свойств угольного пласта и вмещающих его пород. Рассмотрены варианты способов управления горным давлением и доказано, что применение гидроразрыва пород кровли над передовой выработкой обеспечивает её эксплуатационную устойчивость в зоне влияния очистного забоя.
Ключевые слова: угольный пласт, очистной забой, передовая выработка, напряжения, деформации, остаточная прочность, трещины гидроразрыва.
На современных угольных шахтах, отрабатывающих пологие угольные пласты длинными комплексно-механизированными забоями с суточной нагрузкой до 20 тысяч тонн, пространственные изменения горногеологических условий резко влияют на горнотехническую ситуацию [1, 2]. Вследствие периодического зависания и обрушения подработанных пород кровли изменяются параметры опорного горного давления в окрестности очистного забоя, форма и размеры вывалов пород кровли и отжима угля. В изменчивых горно-геологических и горнотехнических условиях в пределах выемочного столба для обеспечения безопасности горных работ, устойчивости проветривания выработок выемочного участка и запасных выходов из очистного забоя в аварийных ситуациях проводятся дополнительные выработки в виде сбоек, диагональных печей, скважин большого диаметра. Эти выработки следует называть передовыми, так как они проводятся впереди очистного забоя и в будущие периоды подлежат погаше-
