CC BY
23
ГИАБ. Горный информационно-аналитический бюллетень / MIAB. Mining Informational and Analytical Bulletin, 2021;(11-1):15—26 ОРИГИНАЛЬНАЯ СТАТЬЯ / ORIGINAL PAPER
УДК 622. 274.4 001: 10.25018/0236_1493_2021_111_0_15
ИЗЫСКАНИЕ ТЕХНОЛОГИИ
ПОДЗЕМНОЙ ДОБЫЧИ ПОЛИМЕТАЛЛИЧЕСКИХ РУД ДЛЯ НАРАЩИВАНИЯ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ РУДНИКА
Н. Г. Валиев1, В. Д. Пропп1, В. Х. Беркович1, Д. М. Шадрин1, К. В. Барановский2
1 Уральский государственный горный университет, Екатеринбург, Россия;
2 Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук,
Екатеринбург, Россия
Аннотация: добычу руды на Корбалихинском месторождении в настоящее время осуществляют с помощью слоевой системы разработки с закладкой выработанного пространства. Система характеризуется большим объемом проходческих работ с обязательным креплением выработок ввиду постоянного присутствия подземных горнорабочих в очистном пространстве. Низкая производительность труда не позволяет наращивать объемы добычи руды и произвести загрузку обогатительной фабрики к намеченному в течение пяти лет резкому увеличению производственной мощности после ввода в эксплуатацию участка с рудными телами большей мощности. Исследование проведено с целью найти альтернативные варианты систем разработки, соответствующие горно-геологическим и горнотехническим условиям месторождения и увеличивающие производительность труда. На основании проведённого анализа горно-геологических и горнотехнических условий рудника рассмотрен опыт освоения рудных месторождений в схожих условиях и произведен выбор альтернативных, безопасных и эффективных систем разработки. Проведено геомеханическое обоснование параметров конструктивных элементов систем разработки, рассчитаны технологические процессы ведения подземных горных работ применительно к горно-геологическим и горнотехническим условиям расчетного очистного блока. Для дальнейшего экономико-математического моделирования предложены четыре варианта систем разработки, увеличивающих производительность очистных блоков. Главные требования к вариантам: исключение присутствия людей в открытом очистном пространстве, скважинная отбойка руды и высокая производительность добычных работ. Предложенные технологии позволят предприятию нарастить объёмы добычи в 1,2—3,7 раза.
Ключевые слова: системы разработки, геомеханическое обоснование, конструктивные параметры, производственная мощность рудника, камера, самоходное оборудование, твердеющая закладка.
Для цитирования: Валиев Н. Г., Пропп В. Д., Беркович В. Х., Шадрин Д. М., Барановский К. В. Изыскание технологии подземной добычи полиметаллических руд для наращивания производственной мощности рудника // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2021. - № 11-1. — С. 15—26. Б01: 10.25018/0236_1493_2021_111_0_15.
© Н. Г. Валиев, В. Д. Пропп, В. Х. Беркович, Д. М. Шадрин, К. В. Барановский. 2021
Fining the technology for underground complex ore mining with a view to improving production capacity of a mine
N. G. Valiev1, V. D. Propp1, V. Kh. Berkovich1, D. M. Shadrin1, K. V. Baranovsky2
1 Ural State Mining University, Yekaterinburg, Russia 2 Institute of Mining, Ural Branch, Russian Academy of Sciences, Yekaterinburg, Russia
Abstract: Currently operating Korbalikha Mine uses the cut-and-fill system. This system features high efforts connected with heading and obligatory mine support as mine personnel is always present in stoping area. Low productivity of labor impedes enhancement of the mine and processing plant output within 5 years by the target and sharp improvement of the mine production capacity after launching operations in an area hosting thicker ore bodies. This research aims to find alternative mining systems to conform with the local geological and geotechnical conditions, and to ensure the required effectivization of labor. Based on the analysis of geological and geotechnical conditions of the test mine, and experience of mining in the same or similar conditions, the alternative, safe and efficient systems of mining were selected. The geomechanical justification of structural design of the mining system components was carried out, and the mining process flows were developed for the geological and geotechnical conditions of a test extraction panel. As a result, four mining systems alternatives mean to ensure stoping productivity were proposed for the further economic mathematical modeling. The basic requirements imposed on the alternatives included: elimination of personnel in stoping area, borehole blasting and high production output. The proposed technologies can help the mine to increase productivity 1,2-3,7 times.
Key words: mining systems, geomechanical justification, design, mine production capacity, stope, self-propelled equipment, cemented paste backfill.
For citation: Valiev N. G., Propp V. D., Berkovich V. Kh., Shadrin D. M., Baranovsky K. V. Fining the technology for underground complex ore mining with a view to improving production capacity of a mine. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2021;(11-1):15—26. [In Russ]. DOI: 10.25018/02 36 1493 2021 111 0 15.
Введение
Корбалихинское полиметаллическое месторождение, расположенное в Западной Сибири на юге Алтайского края в 1,5 км к северу от гор. Змеи-ногорска, отрабатывается подземным рудником АО «Сибирь-полиметаллы», входящим в группу предприятий ОАО «Уральская горно-металлургическая компания» (ОАО «УГМК»). Добываемые руды содержат медь, цинк и свинец. Руда поставляется на Рубцовскую обогатительную фабрику, входящую в состав АО «Сибирь-Полиметаллы».
Рудные тела имеют ленто-, пласто-и линзообразную форму, четко контролируются пачкой рудовмещающих
ритмично чередующихся туфогенных и осадочных пород и залегают в юго-восточной части месторождения на глубинах 200 — 800 м, а в северо-западной части на глубинах 550 — 1250 м. Мощность рудных тел колеблется от 2 до 50 — 60 м, в юго-восточной части месторождения их падение наклонное (около 40°), на северо-западе — крутонаклонное (в среднем 55 — 60°). Около 80% балансовых запасов расположено на глубине более 400 м. Руды по существующей классификации относятся к III классу — малосклонные к самовозгоранию, а месторождение к III типу — непожароопасные месторождения. Породы и руды устойчивы и сред-
неустойчивы, по содержанию свободного кремнезема (более 10%) являются силикозоопасными.
Вскрытие участка месторождения разделено на два этапа: на первом — двумя наклонными съездами — транспортным и вентиляционным; на втором — скипоклетевым стволом и квершлагами различного назначения. После первого этапа вскрытия ведется добыча руды с параллельным строительством вскрывающих выработок второго этапа до 2025 года включительно.
Вся инфраструктура подземного рудника находится на дневной поверхности, люди, грузы и взрывчатые материалы доставляются в шахту автомобильным транспортом с поверхности. Ремонт и обслуживание оборудования, а также разгрузка шахтных автосамосвалов (в рудные и породные склады) ведется непосредственно на поверхностной промплощадке.
По техническому проекту 70% запасов месторождения должны отрабатываться слоевой системой и только 30% камерной системой (ромбовидные и трапециевидные камеры) [1].
Производительность Корбали-хинского рудника в настоящее время составляет 300 тыс. т руды в год. Существенный рост производительности до 1,5 млн ожидается с момента ввода в эксплуатацию второго этапа вскрытия и вовлечения в добычу мощных рудных тел, отрабатываемых камерной системой разработки.
В связи с динамичным развитием АО «Сибирь-Полиметаллы» руководством предприятия была поставлена задача найти способы увеличить производственную мощность рудника путем перехода на применение современных геотехнологий [2 — 6].
Применяемая на руднике система разработки горизонтальными слоями с закладкой выработанного простран-
ства предусматривает добычу руды с помощью проходки очистных выработок сечением 16 м2 (4 * 4 м). Низкая производительность труда, большой объем подготовительно-нарезных работ (ПНР) и высокая себестоимость добычи руды не позволяют увеличить производственную мощность рудника.
Цель и задачи исследования
Цель исследования состояла в поиске альтернативных вариантов систем разработки, соответствующих горно-геологическим и горнотехническим условиям разработки месторождения и увеличивающих производительность труда.
Решены следующие задачи:
- проанализированы горно-геологические и горнотехнические условия разработки Корбалихинского месторождения;
- проанализирован опыт и теория разработки рудых месторождений в сходных горно-геологических условиях;
- разработаны альтернативные варианты систем разработки, соответствующие условиям месторождения;
- выбраны оптимальные варианты систем разработки по критериям минимума потерь, объема ПНР и максимума производительности труда;
- проведено геомеханическое обоснование параметров конструктивных элементов систем разработки;
- разработаны технологические схемы ведения работ (ПНР, очистные работы, погашение выработанного пространства, схемы проветривания очистных забоев);
- определены показатели ПНР, буровзрывных работ (БВР), потерь и разубоживания руды, производительности очистного блока;
- проведено технико-экономическое сравнение вариантов систем разработки.
Рис. 1. Система подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды (вариант № 1) Fig. 1. System of sublevel caving with end ore discharge (Option No. 1)
Разработка технологических
решений
В первую очередь определены средневзвешенные значения углов падения и мощности рудных тел, слагающих запасы первого этапа вскрытия. Анализ горно-геологических условий показал, что рудные тела, планируемые к отработке на первом этапе вскрытия, имеют среднюю мощность 9 м и угол падения 45°. Для данных горно-геологических условий сконструированы и рассчитаны рациональные варианты технологий добычи. Порядок отработки для всех вариантов — нисходящий, что позволяет поэтапно подготавливать запасы блока [7]. Параметры расчетного блока определены исходя из горнотехнических условий рудника и геомеханического обоснования.
Принятые параметры расчетного блока:
- высота — 36 м (равна высоте этажа);
- высота подэтажа — в соответствии с проектными решениями — 12 м;
- длина — 50 м;
- ширина — равна средней мощности рудного тела — 9 м;
- угол падения рудного тела — 45°;
- расстояние до полевого транспортного штрека — 30 м.
Для горно-геологических и горнотехнических условий расчетного блока сконструировано 6 вариантов систем разработки. Из них были выбраны оптимальные по критериям минимума потерь и объемов ПНР и максимума производительности труда [8 — 10]:
- система подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды (вариант № 1);
- камерная система разработки с уменьшенными размерами конструктивных параметров и закладкой выработанного пространства (вариант № 2);
- сплошная камерная система разработки с отбойкой руды на закладочный массив (вариант № 3);
- многостадийная система разработки с закладкой выработанного пространства (вариант № 4).
Рис. 2. Камерная система разработки с уменьшенными размерами конструктивных параметров с закладкой выработанного пространства (вариант № 2) Fig. 2. Chamber mining system with reduced geometrical parameters and backfilling of the goaf (Option No. 2)
Система подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды (вариант № 1) представлена на рис. 1.
Подготовка расчетного очистного блока при этом варианте заключается в проведении панельных заездов, буро-доставочных штреков, отрезных восстающих и ниш для укрытия персонала.
Этаж делится на четыре панели высотой 20 м и наклонной шириной 12,7 м, панельные заезды проходят с уклоном не более 8°. Верхние подэтажи отрабатывают с опережением по отношению к нижним. На одном подэтаже ведется добыча, а подэтажом ниже ведутся ПНР.
Порядок отработки панелей одностадийный. Очистная выемка начинается с оформления отрезной щели в центре панели и ведется одновременно двумя забоями в направлении от центра к флангам. В одном очистном забое производится выпуск (торцовый) и погрузка отбитой руды, в другом — бурение взрывных скважин.
Основные запасы блока вынимают путем отбойки руды на зажатую
среду вертикальными веерами скважин с выпуском её через торец буро-доста-вочного штрека с помощью ПДМ.
Проветривание панелей осуществляется за счет общешахтной депрессии, тупиковых забоев — вентиляторами местного проветривания (ВМП). Свежий воздух поступает на подэтаж по вентиляционному съезду. Далее проходит по породному штреку и с помощью ВМП поступает в очистную панель. Загрязненный воздух, омыв забой, выходит по буро-доставочному штреку, панельному заезду и породному штреку на вентиляционный восстающий, сбитый с транспортным штреком вышележащего горизонта, и по транспортному съезду выбрасывается на поверхность.
Погашение выработанного пространства происходит за счет заполнения пустот обрушенными породами висячего бока путем их естественного самообрушения вслед за выпуском отбитой руды.
Камерная система разработки с уменьшенными параметрами конструктивных элементов с закладкой
Рис. 3. Сплошная камерная система разработки с отбойкой руды на закладочный массив (вариант № 3)
Fig. 3. Continuous chamber mining system with ore breaking into a filling array (Option No. 3)
выработанного пространства (вариант № 2) представлена на рис 2.
Подготовка блока заключается в проведении доставочных и вентиляционных ортов, буровых штреков, отрезных восстающих и ниш укрытия.
Этаж делится на три подэтажа высотой 12 м. Камеры высотой 9 метров и шириной 6 м отрабатывают последовательно от висячего к лежачему боку.
Очистная выемка начинается с оформления отрезной щели на фланге камеры и ведется одним забоем в направлении к другому флангу камеры. В блоке одновременно в работе могут находиться три камеры. Изначально основные запасы камеры вынимают путем отбойки руды на компенсационное пространство отрезной щели вертикальными веерами скважин. После образования достаточного компенсационного пространства руду
отбивают секциями, обеспечивающими двукратную сменную производительность погрузочно-доставочной машины (ПДМ). Используют ПДМ с дистанционным управлением (ДУ).
Проветривание камер осуществляется за счет общешахтной депрессии, проветривание тупиковых забоев при проходке и разделывании отрезной щели — с использованием ВМП. Свежий воздух поступает на подэтаж по вентиляционному съезду. Далее проходит по породному штреку и по доставочному орту поступает в очистное пространство камеры. Загрязненный воздух, омывая камеру, выходит по буровому штреку, вентиляционному орту и породному штреку на вентиляционный восстающий, сбитый с транспортным штреком вышележащего горизонта, и по транспортному съезду выбрасывается на поверхность.
Управление горным давлением осуществляется полной закладкой выработанного пространства твердеющими смесями, являющейся неотъемлемой частью технологии отработки месторождения. После выемки запасов камеры и зачистки ее почвы в доста-вочном орту и буровом штреке устанавливают перемычки, удерживающие закладку до потери ею подвижности. Для отвода воздуха из изолированной пустоты в верхней точке перемычки бурового штрека оставляют воздухо-отводящую трубу. Закладочный массив формируют слоями различной прочности и высоты.
Формируемый закладочный массив должен соответствовать заданным прочностным характеристикам, иметь монолитную структуру и полностью повторять контуры выработанного пространства. Несущий слой закладки к началу отработки нижележащей камеры должен иметь нормативную прочность, обеспечивающую безопасность при ведении очистных работ под ним.
Сплошная камерная система разработки с отбойкой руды на закладочный массив (вариант № 3) представлена на рис. 3.
Подготовка расчетного блока заключается в проведении доставочных и вентиляционно-закладочных ортов, буродоставочных штреков, отрезных восстающих и ниш укрытия.
Нарезка и общий порядок отработки блока аналогичен варианту № 1. Отработка блока ведется от одного фланга к другому. Очистная выемка начинается с оформления отрезной щели на фланге панели и ведется камерами-секциями, одним забоем в отступающем порядке. Первую камеру-секцию в панели отбивают вертикальными веерами скважин на отрезную щель и производят её закладку малопрочным твер-
деющим материалом. Последующие запасы вынимают путем секционной отбойки руды на закладочный массив камерами-секциями длиной 4—6 м. Параметры секций определяются оптимальной толщиной взрываемого слоя для уплотнения закладочного массива.
Применение отбойки руды в зажатой среде на закладочный массив, кроме улучшения качества дробления рудной массы, повышает прочность искусственного массива за счет уплотнения его взрывом и сокращает промежуток времени между отбойкой руды и закладкой пустот, что позволяет сократить время отработки панелей и снизить затраты на твердеющие смеси [11, 12].
Основной объем рудной массы камеры-секции отгружают из торца буро-доставочного штрека ПДМ в режиме ручного управления с заездом в очистное пространство не более, чем на длину ковша машины. Дальнейшую отгрузку руды ведут с применением ДУ. Все очистные камеры в блоке могут находиться в работе одновременно с опережением работ в верхней панели над нижней не менее чем на 2 камеры-секции.
По окончании зачистки почвы камеры-секции осуществляется строительство перемычки в торце буро-доставочного штрека и производится закладка выработанного пространства. Закладочный материал подается по закладочному трубопроводу, проложенному по вентиляционному штреку, который формируется на контакте с висячим боком путем недозакладки верхней части камеры.
При отработке блока каждая панель проветривается по двум схемам проветривания, исходя из состояния очистного пространства:
- при сформированной отрезной щели или отработанной камере —
Рис. 4. Многостадийная система разработки с закладкой выработанного пространства (вариант № 4)
Fig. 4. Multistage development system with goaf filling (Option No. 4)
Таблица 1
Основные технико-экономические показатели по вариантам систем разработки Main technological indicators by development system options
№ п/п Наименование показателя Ед. изм. Варианты систем разработки
базовый № 1 № 2 № 3 № 4
1 Балансовые запасы блока тыс. т 82,5
2 Потери % 1,42 15,8 2,2 5,1 2,0
3 Разубоживание % 4,79 19,9 3,4 9,2 3,8
4 Эксплуатационные запасы блока тыс. т 85,4 86,7 83,5 86,2 84
5 Годовая добыча руды одной бригады тыс. т 71,2 260 125,3 172,4 84
6 Удельный объем ПНР м3/1000 т 28,7 56,8 113,3 59,7 97,6
из них по пустой породе м3/1000 т 28,7 54,3 30,4 24,4 34,0
7 Производительность блока м3/ чел.-смену 4,4 16,1 8,1 10,8 5,4
8 Количество воздуха необходимого для проветривания очистных работ при годовой производительности 300 тыс. т по рудной массе м3/с 78,5 31,4 47,1 31,4 62,8
за счет общешахтной депрессии. Свежий воздух поступает на подэтаж по вентиляционному съезду. Далее проходит по породному штреку, доста-
вочному орту и по буро-доставочному штреку поступает в очистное пространство камеры (см. рис. 3, вид, а). Загрязненный воздух, омывая камеру,
выходит по вентиляционно-закладоч-ному штреку, вентиляционно-закла-дочному орту и породному штреку на вентиляционный восстающий, сбитый с транспортным штреком вышележащего горизонта, и по транспортному съезду выбрасывается на поверхность;
- при бурении скважин в тупиковых забоях, отгрузке основной рудной массы и закладке камеры — с применением ВМП. Свежий воздух проходит по породному штреку и через ВМП поступает в забой очистной панели (см. рис. 3, вид б). Загрязненный воздух, омывая забой, выходит по буродо-ставочному штреку, доставочному орту и породному штреку на вентиляционный восстающий.
Многостадийная система разработки с закладкой выработанного пространства (вариант № 4) представлена на рис. 4.
Подготовка блока заключается в проведении бурозакладочных, доста-вочных и вентиляционных ортов, буровых штреков, отрезных восстающих и ниш укрытия для людей.
Этаж делится на три подэтажа высотой 12 м. Работы производятся в две стадии последовательно, сверху вниз:
- на первой стадии создаётся искусственная кровля с помощью отработки запасов руды хорошо освоенной на руднике системой горизонтальных слоев с закладкой. Направление движения забоя по слою — от фланга к флангу. Слои отрабатывают от висячего бока к лежачему;
- на второй стадии, под искусственной кровлей, отрабатывают камеры аналогично варианту № 2.
Технико-экономическая оценка разработанных технологических решений
Для каждого варианта выполнено геомеханическое обоснование конструктивных параметров, разработаны технологические схемы ведения работ
(ПНР, очистные работы, погашение выработанного пространства, схемы проветривания забоев). На основании детальных расчетов определены удельные показатели ПНР, показатели БВР, потери и разубоживание руды, производительность блока.
Основные технико-экономические показатели по всем рассматриваемым вариантам систем разработки представлены в табл. 1. Сравнение произведено с базовым вариантом слоевой системы разработки горизонтальными слоями с закладкой выработанного пространства, используемой в настоящее время на руднике.
Выводы
Вариант № 1 системы подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды характеризуется высокой производительностью работ в блоке, низким удельным объем ПНР на 1000 т, низкими показателями извлечения руды (высокие потери и разубоживание).
Варианты № 2 и № 4 характеризуются высокими показателями извлечения, высоким удельным объемом ПНР, низкой производительностью работ в блоке. Причем вариант № 2 имеет более высокую производительность работ относительно варианта № 4, в котором на первой стадии отработка запасов ведется базовым вариантом.
Вариант № 3 характеризуется более высокой производительностью работ в блоке относительно систем с закладкой выработанного пространства, низким удельным объемом ПНР, имеет средние показатели извлечения в сравнении со всеми рассматриваемыми вариантами.
Базовый вариант (система горизонтальных слоев с закладкой выработанного пространства) имеет самые низкие показатели потерь руды, удельного объема ПНР и производительности труда.
Заключение
Все разработанные варианты систем разработки соответствуют горно-геологическим и горнотехническим условиям месторождения и обеспечивают увеличение производительности труда.
Количество персонала и единиц техники, работающее на руднике в настоящее время по базовому варианту, обеспечит рост производственной мощности в 1,2 раза при применении варианта № 4, в 1,8 раза — при применении варианта № 2, в 2,4 раза — при применении варианта № 3 и в 3,7 раза — при применении варианта № 1.
На основании полученных результатов невозможно утверждать, какой из вариантов позволит повысить экономическую эффективность предприятия. Каждый из них обеспечит различную извлекаемую ценность и себестоимость добычи руды. По этой причине окончательный выбор варианта для проведения опытно-промышленных испытаний в натурных условиях Корбалихинского рудника будет произведен по критерию максимальной прибыли на основе экономико-математического моделирования с учетом установленных в данных исследованиях показателей.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Савич И. Н., Лифарь-Лаптев А. А., Яковлев А. М., Сыренов М. О., Карасев Г. А. Геомеханическое обоснование параметров камерной системы разработки с закладкой на Корбалихинском месторождении // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). — 2020. — № S25. — С. 3 — 14. — DOI 10.25018/0236-1493-2020-7-25-3-14.
2. Wu J (2020) Research on subLeveL open stoping recovery processes of inclined medium-thick orebody on the basis of physical simulation experiments. PLoS ONE 15(5): e0232640. https://doi.org/10.1371/joumaLpone.0232640
3. Dzimunya N., Radhe K., Chanda M., William C. M. Design and dimensioning of subLeveL stoping for extraction of thin ore (< 12 m) at very deep Level: a case study of konkoLa copper mines (kcm), Zambia // MathematicaL ModeLLing of Engineering ProbLems, 2018, VoL. 5, no. 1, pp. 27—32. DOI: 10.18280/mmep.050104.
4. Гобов Н. В., Котляров В. В., Осинцев В. А., Славиковский О. В. Изыскание рациональной технологии добычи гигроскопичных руд на Рубцовском полиметаллическом месторождении //Известия вузов. Горный журнал. -2009. №3. — С 7—15.
5. Каплунов Д. Р., Радченко Д. Н., Федотенко В. С., Лавенков В. С. Оценка эффективности перехода подземного рудника к новому технологическому укладу с ростом глубины горных работ // Горный информационно-аналитический бюллетень (научно-технический журнал). — 2020. — № 12. — С. 5 — 15.
6. Антипин Ю. Г., Барановский К. В., Рожков А. А., Клюев М. В. Обзор комбинированных систем подземной разработки рудных месторождений // Проблемы недропользования. — 2020. — № 3(26). — С. 5 — 22. — DOI 10.25635/2313 — 1586.2020.03.005.
7. Соколов И. В., Антипин Ю. Г., Рожков А. А. Модернизация системы разработки маломощного месторождения богатых медноколчеданных руд // Устойчивое развитие горных территорий. — 2020. — Т. 12. — № 3(45). — С. 444—453. — DOI 10.21177/1998 — 4502 — 2020—12—3-444—453.
8. Sitorous F., Cilliers J. J., Brito-Parada P. R. MuLti-criteria decision making for the choice probLem in mining and mineraL processing: AppLications and trends // Expert Systems with AppLications, 2019. VoL. 121. pp. 393 — 417.
9. Соколов И. В., Антипин Ю. Г., Никитин И. В., Барановский К. В., Рожков А. А. Изыскание подземной геотехнологии при переходе к освоению глубокозалегаю-щих запасов наклонного медноколчеданного месторождения //Известия Уральского
государственного горного университета. — 2016. — № 2(42). — С. 47—53. — DOI 10.21440/2307-2091-2016-2-47-53.
10. Струков К. И., Рыльникова М. В. Проблемы и перспективы развития «Южу-ралзолото Группа компаний» в условиях проявления глобальных вызовов // Горная промышленность. 2021. №1. С. 54—60. DOI: 10.30686/1609—9192—2021 — 1-54—60
11. Gonen A., Kose H. Stability analysis of open stopes and backfill in LonghoLe stoping method for Asikoy underground copper mine // Archives of Mining Sciences, 2011, Vol. 56, pp. 375 — 387.
12. Патент РФ № 2723812, 17.06.2020. Валиев Н. Г., Беркович В. Х., Пропп В. Д., Боровиков Е. В., Агарков И. А., Шадрин Д. М. Способ разработки пологих и наклонных удароопасных рудных месторождений. 2020. Бюл. № 17.
REFERENCES
1. Savich I. N., Lifar'-Laptev A. A., Yakovlev A. M., Syrenov M. O., Karasev G. A. Geomechanical substantiation of parameters of the chamber system of development with laying on korbalikhinsky deposit. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2020, no. S25, pp. 3—14. DOI 10.25018/0236—1493—2020—7-25 — 3-14. [In Russ]
2. Wu J (2020) Research on sublevel open stoping recovery processes of inclined medium-thick orebody on the basis of physical simulation experiments. PLoS ONE 15(5): e0232640. https://doi.orgA0.1371/journal.pone.0232640
3. Dzimunya N., Radhe K., Chanda M., William C. M. Design and dimensioning of sublevel stoping for extraction of thin ore (< 12 m) at very deep level: a case study of konkola copper mines (kcm), Zambia. Mathematical Modelling of Engineering Problems, 2018, Vol. 5, no. 1, pp. 27—32. DOI: 10.18280/mmep.050104.
4. Gobov N. V., Kotlyarov V. V., Osintsev V. A., Slavikovsky O. V. The search for a rational technology for the extraction of hygroscopic ores at the Rubtsovskoye polymetallic deposit. Izvestija vuzov. Gornyi Zhurnal. -2009, no. 3, pp. 7—15. [In Russ]
5. Kaplunov D. R., Radchenko D. N., Fedotenko V. S., Lavenkov V. S. Evaluation of the effectiveness of the transition of an underground mine to a new technological structure with increasing depth of mining. MIAB. Mining Inf. Anal. Bull. 2020, no. 12, pp. 5 — 15. [In Russ]
6 Antipin Yu.G., Baranovsky K. V., Rozhkov A. A., Klyuyev M. V. Overview of combined underground mining systems for ore deposits. Problemy nedropol'zovaniya. 2020, no. 3 (26), pp. 5 — 22. DOI 10.25635/2313—1586.2020.03.005. [In Russ]
7. Sokolov I. V., Antipin Yu. G., Rozhkov A. A. Modernization of the mining system of a low-power deposit of rich copper pyrite ores. Ustojchivoe razvitie gornyh territorij. 2020, Vol. 12, no. 3 (45), pp. 444—453. DOI 10.21177/1998 — 4502—2020 — 12—3-444—453. [In Russ]
8. Sitorous F., Cilliers J. J., Brito-Parada P. R. Multi-criteria decision making for the choice problem in mining and mineral processing: Applications and trends. Expert Systems with Applications, 2019. Vol. 121. pp. 393 — 417.
9. Sokolov I. V., Antipin Yu.G., Nikitin I. V., Baranovsky K. V., Rozhkov A. A. Survey on underground geotechnology during transitionto the development of deep reserves of inclined copper pyrite deposits. Izvestiya Ural'skogo gosudarstvennogo gornogo universiteta. 2016, no. 2 (42), pp. 47—53. DOI 10.21440/2307—2091 — 2016—2-47—53. [In Russ]
10. Strukov K. I., Rylnikova M. V. Problems and prospects for the development of Yuzhuralzoloto group of companies in the context of global challenges. Gornaya promyshlennost'. 2021. no. 1. pp. 54—60. DOI: 10.30686. 1609—9192 — 2021 — 1-54—60. [In Russ]
11. Gonen A., Kose H. Stability analysis of open stopes and backfill in longhole stoping method for Asikoy underground copper mine. Archives of Mining Sciences, 2011, Vol. 56, pp. 375—387.
12. RF patent no. 2723812, 17.06.2020. VaLiev N. G., Berkovich V.Kh., Propp V. D., Borovikov E. V., Agarkov I. A., Shadrin D. M. Method for the development of gentle and inclined rockburst hazardous ore deposits. 2020. BuL. no. 17. [In Russ]
ИНФОРМАЦИЯ ОБ АВТОРАХ
Валиев Нияз Гадым оглы1 — докт. техн. наук, профессор, зав. кафедрой горного дела; Пропп Владимир Давыдович1 — канд. техн. наук, доцент, профессор кафедры горного дела, е-та^: [email protected];
Беркович Вячеслав Хаимович1 — канд. техн. наук, доцент, доцент кафедры горного дела; Шадрин Дмитрий Михайлович1 — инженер-исследователь отдела хоздоговорных НИР; Барановский Кирилл Васильевич2 — канд. техн. наук, ст. научный сотрудник лаборатории подземной геотехнологии;
1 Уральский государственный горный университет, 620144, Екатеринбург, ул. Куйбышева, 30, Россия.
2 Институт горного дела Уральского отделения Российской академии наук, 620075, Екатеринбург, ул. Мамина-Сибиряка, 58, Россия.
INFORMATION ABOUT THE AUTHORS
Valiev N. G.1, Dr. Sci. (Eng.), Professor, Head of the Department of Mining;
Propp V. D.1, Cand. Sci. (Eng.), Associate Professor, Professor at the Department of
Mining, e-mail: [email protected];
Berkovich V. Kh.1, Cand. Sci. (Eng.), Associate Professor at the Department of Mining;
Shadrin D. M.1, Research Engineer, Commercial R&D Department;
Baranovsky K. V.1, Cand. Sci. (Eng.), Senior Researcher, Underground GeotechnoLogy
Laboratory;
1 UraL State Mining University, Yekaterinburg, Russia;
2 Institute of Mining, UraL Branch, Russian Academy of Sciences, Yekaterinburg, Russia.
Получена редакцией 25.05.2021; получена после рецензии 03.08.2021; принята к печати 10.10.2021. Received by the editors 25.05.2021; received after the review 03.08.2021; accepted for printing 10.10.2021.
