CC BY
60
УДК: 622.81:622.271:622.235
ПОВЫШЕНИЕ КАЧЕСТВА РУД ПРИ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ С ОБРУШЕНИЕМ
В.И. Голик, В.И. Комащенко, И.И. Савин
Область применения технологий разработки металлических месторождений полезных ископаемых, отработка которых подземным способом в настоящее время нерентабельна, может быть увеличена применением рекомендованной технологии с добычей руд под металлическим перекрытием. Обрушение пород на перекрытие устраняет главный недостаток технологии с обрушением: разубоживание породой и делает добытую руду конкурентоспособной. Показаны перспективы эксплуатации месторождений округа связаны с вовлечением в производство сравнительно небогатых минеральных ресурсов для повышения конкурентоспособности добываемого сырья за счет улучшения его качества при комбинировании инновационных природо- и ресурсосберегающих технологий. За счет использования перекрытий повышается качество использования недр, обеспечивается сохранение земной поверхности и минимизируется ущерб окружающей среде уменьшением объемов выдачи минеральных масс на поверхность. Вовлечение в производство сравнительно не больших, но высококачественных запасов месторождений способствует упрочнению минерально-сырьевой базы России в условиях предстоящей конверсии добычи металлических руд с открытого способа на подземный.
Ключевые слова: месторождение, разработка, разубоживание, потери, земная поверхность, металлическое перекрытие, подземный способ, обрушение.
В условиях растущего спроса на продукцию металлодобывающих предприятий увеличивается актуальность проблемы производства металлов. Конкурентоспособность горных предприятий повышается путем диверсификации производства, повышения качества, снижения затрат и комплексного использования металлического сырья [1-4]. Препятствием для развития горного производства являются неблагоприятные горногеологические и горнотехнические условия разработки месторождений.
Россия является одним из мировых лидеров по запасам, добыче и переработке металлических руд. На ее территории сосредоточено до 25 % мировых запасов железных руд, но по объему их добычи Россия находится лишь на пятом месте. доля России в мировой добыче уменьшается. В ближайшей перспективе предприятиям КМА предстоит освоение технологий разработки месторождений подземным способом взамен исчерпывающего себя открытого способа [5-6].
В регионах Центрального Федерального округа разведано более 10 тысяч месторождений полезных ископаемых, из которых более 1000 горнодобывающих предприятий эксплуатируют более 1,5 тыс. месторождений. На территории округа сосредоточено до 60 % запасов железных руд России.
Самой высокой ценностью недр обладают Белгородская и Курская области, мощный потенциал имеет Тульская область, где расположены месторождения железных руд и разведаны крупные запасы бурого угля. Область располагает запасами железных руд, содержащими около 47 % железа, а лучшие из них черепковые руды имеют его до 60 %.
Основные запасы железняков находятся на глубине до 34 м, где локализованы в рудных телах мощностью до 4,5 м с содержанием железа до 54 %. Тульское месторождение имеет протяженность около 60 км при ширине 15 - 20 км. Качество руд позволяет использовать их в доменном производстве без предварительного обогащения. В 80-е 90-е годы XIX в. в Тульском регионе добыча пирита и марказита составляла около 90 % добычи России.
Среди систем подземной разработки аналогичных металлических месторождений наиболее распространены технологии с обрушением, среди которых превалируют варианты с подэтажным обрушением [7-8]. При этом в обрушенной руде наблюдается эффект вторичного разрыхления, увеличивающий потери и разубоживание при отработке запасов.
Одной из причин медленного вовлечения месторождений в эксплуатацию является недостаток инвестиций для их освоения. Другой, не менее важной, является сложность подземной разработки месторождений, сложенных пологозалегающими рудными телами малой и средней мощности. Разработка рудных тел мощностью от 0,6...0,8 м до 15 м с углом падения до 25° с породными включениями характеризуется потерями и разу-боживанием руды при добыче до 25-35 %, а небольшая высота очистного пространства ограничивает возможность использования современной техники.
Особенностью управления состоянием рудовмещающего массива в таких условиях является большая площадь обнажения рудовмещающих пород с развитием напряжений и соответствующих им деформаций. Уменьшить потери в охранных целиках пытаются путем поддержания пород кровли крепью, которая не работает в заданном режиме при воздействии взрывной волны и механизмов.
Совершенствование параметров технологий разработки месторождений основывается на закономерностях взаимодействия геологических, горнотехнических и геомеханических факторов [9-13].
Переход предприятий на добычу подземным способом разработки неизбежен, потому что открытый способ разработки вступил в антагонистические противоречия с жизненными интересами региона. Центральный черноземный район характеризуется высокой плотностью населения и располагает землями, обеспечивающими продовольственную безопасность России, поэтому технологии с разрушением земной поверхности становятся неприемлемыми.
Размеры и форма рудных тел месторождений Центрального Федерального округа позволяют прогнозировать в качестве основной камерную технологию разработки с закладкой пустот твердеющими смесями. Она характеризуется хорошими показателями качества руд, полнотой использования недр и высокой производительностью добычи, но резко увеличивает стоимость продукции.
Уникальной проблемой месторождений Тульской области является совместное залегание железных руд и бурых углей, поэтому угли могут добываться только после выемки рудных залежей. Угольные месторождения представлены большими залежами, а рудные имеют сравнительно небольшие запасы. Возможность и целесообразность совместной месторождений разработки ожидает решения.
Главной проблемой разработки подобных Тульским месторождений становится предотвращение развитий деформаций массива до опасного для земной поверхности уровня и разъединение полезных компонентов и пород при выпуске из выработанного пространства. Негативное воздействие факторов, определяющих качество совместных добычных работ, можно ослабить путем стабилизации процесса обрушения и разделения рудных и породных потоков.
Можно прогнозировать, что совместную разработку углей и руд в рамках одного месторождения будут осуществлять, комбинируя технологии с подэтажным обрушением и с закладкой твердеющими смесями. Возможность комбинирования технологий предоставляет использование разделяющих металлических месторождений.
Управления состоянием массива с сохранением земной поверхности от разрушения и повышение качества минерального сырья обеспечивается разделением месторождения на геомеханически сбалансированные участки путем выемки минерального сырья технологиями с закладкой камер твердеющими смесями. Основной объем запасов извлекается из недр технологией с обрушением налегающих пород. Сохранность земной поверхности обеспечивается снижением пролетов обнажения очистных выработок до приемлемых размеров зоны их опасного влияния. При извлечении запасов создаются условия, когда над выработкой обрушающиеся породы создают устойчивый свод из заклинившихся за счет разрыхления отдельностей (рис. 1).
Обеспечение конкурентоспособности основного объема добываемого сырья может быть повышено радикальным уменьшением разубожи-вания при выпуске отбитой горной массы под защитой гибких металлических перекрытий. Это позволяет вовлечь в рентабельную отработку запасы сравнительно небогатого сырья и обеспечить нужный инвестиционный климат регионам добычи.
1
Рис. 1. Схема комбинирования технологий разработки по геомеханическим условиям: 1 - земная поверхность; 2 - высота зоны влияния горных работ до разделения; 3 - высота зоны влияния горных работ после разделения; 4 - ширина рудного тела; 5 - ширина заложенной твердеющей смесью камеры; 6 - ширина камер для технологии с обрушением под перекрытием;
7 - глубина горных работ
Гибкие металлические перекрытия создают непроницаемую для породных кусков сеть, плавное перемещение которой минимизирует интенсивность развития напряжений вследствие сокращения времени существования выработанного пространства без заполнения с развитием деформаций в окрестностях очистной выработки (рис. 2).
Если перспективы технологий с закладкой твердеющими смесями исследованы достаточно полно, то технологии с обрушением под перекрытием имеют сравнительно короткую историю использования, преимущественно, на рудниках Казахстана и нуждаются в детализации. Успех комбинирования нетрадиционной технологии определяется характером и параметрами перемещения перекрытий в рамках технологического процесса, поэтому исследования перспектив технологий с гибкими металлическими перекрытиями включают в себя задачи:
- подготовка блоков к использованию металлических перекрытий;
- оптимизация параметров отбойки руд;
- организация монтажа перекрытия.
Подготовка блоков к использованию металлических перекрытий
Высота блока ограничивается размерами этажа и обычно не превышает 90 м.
V//////////////J
Рис. 2. Подэтажное обрушение с металлическим перекрытием: 1 - руда; 2 - погрузочная машина; 3 - вибролюк; 4 - машина для изготовления перекрытия
Высота подэтажа для варианта с монтажом перекрытия в двух-трех плоскостях:
T R
max __
2соБф Kz
Чаще всего высота подэтажа равна 10 м.
Ширина выемочной панели определяется устойчивыми размерами межортовых целиков и возможностями доставочной техники. При ширине целика 7,5 м ширина панели равна 10...12 м, что удовлетворяет условиям применения самоходной погрузочно-доставочной техники.
Ширина блока может включать до 5-6 панелей. При отработке по схеме "Блок-Залежь" сплошное перекрытие настилается по всей площади залежи и под ним ведутся работы одновременно в 5-6 ортах.
Длина блока определяется мощностью рудного тела и имеет предел, ниже которого применение системы подэтажного обрушения с гибким металлическим перекрытием неэффективно.
Технология с обрушением под перекрытием и использованием самоходной техники предусматривает полевую подготовку блоков со стороны лежачего бока рудного тела. Под этажные штреки соединяются наклонным транспортным съездом для передвижения самоходного оборудования, транспортировки грузов и вентиляции. Подэтажные орты проходятся через 10... 12 м. За критерий оптимальности буровзрывных и доставочных работ принимался показатель производительности труда забойного рабочего под перекрытием. Такой подход к оценке эффективности параметров БОР целесообразен, потому что дробление имеет рациональ-
ные пределы, определяемые затратами на отбойку и выпуск. Минимум суммы этих затрат является показателем параметров буровзрывных работ.
Для сокращения сроков подготовки блоков проходку выработок совмещают по условию:
г = г,
в н'
I V = I х ПУф,
д п п ф'
где гв - время доработки верхнего подэтажа; гн - время подготовки нижнего подэтажа; 1д - расстояние от лежачего бока рудного тела до забоя верхнего подэтажа, дорабатываемого к началу подготовительных работ на нижнем подэтаже, м; уф - скорость продвижения фронта очистных работ на
подэтаже, м/мес.; 1п - длина подэтажной выработки, м; п - количество по-дэтажных выработок в блоке; Уп - скорость проходки подэтажной выработки, м/мес.
Для обеспечения достаточного фронта очистных работ проходят одновременно несколько подэтажных выработок с совмещением операций и перемещением оборудования из одного забоя в другой. В течение рабочей смены в одновременной работе находятся несколько машин.
Оптимизация параметров отбойки руд
Для реализации технологии добычи руды под перекрытием важно установление взаимосвязи параметров буровзрывных и доставочных работ. Штанговые скважины глубиной до 8 м бурят телескопными перфораторами и колонковыми перфораторами. Отбойка осуществляют взрыванием ВВ в скважинах с коэффициентом сближения между скважинами до 22,7 при шахматном расположении скважин в смежных веерах и применении короткозамедленного междувеерного электровзрывания.
За критерий оптимальности буровзрывных и доставочных работ принимался показатель производительности труда забойного рабочего под перекрытием. Минимум суммы этих затрат является показателем эффективности буровзрывных работ (рис. 3).
Производительность труда:
V,
П = ■
од
Зб + Зд
где Уод - объем отбитой и доставленной руды; Зб - трудовые затраты на бурение и доставку отбитой руды; Зд - трудовые затраты на доставку отбитой руды.
Рациональные параметры буровзрывных работ устанавливают экспериментально при постоянной высоте подэтажа и ширине панели и переменных факторах: расстояние между веерами скважин (ЛНС) 0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м; расстояние между концами скважин (а) - 1,5; 1,8; 2,1 м при диаметре скважин 52 мм. В ходе экспериментов пробурено и взорвано около 3
3
тыс. метров скважин, отбито около 4000 м руды. Коэффициент заполнения скважин - 0,7. Качество дробления определялось путем обмера фракций в забое и на грохотах.
Рис. 3. Схема расположения взрывных скважин при добыче руд
под перекрытием
Эксперимент 1: а=1,5 м; , ЛНС = 0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м.
Эксперимент 2: а=1,8 м; ЛНС=0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м.
Эксперимент 3: а=2,1 м; ЛНС =0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м.
Эксперимент 1: а=1,5 м; ЛНС = 0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м. В ходе отбойки
33
1300 м руды удельный расход ВВ изменялся от 1,92 до 1,02 кг/м , а выход негабарита - от 3,6 до 15,3 %, что снизило производительность доставки в 2,8 раза. Максимальная производительность забойного рабочего 13,2 м /чел.см достигнута при ЛНС=1,2 м. Удельный расход ВВ составил 1,26 кг/м , выход негабарита - 8,6 %.
Эксперимент 2: а=1,8 м; ЛНС=0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м. Расстояние между концами скважин 1,8 м, значение ЛИС то же. Отбито 1200 м руды. Удельный расход 39 изменился от 1,62 до 0,9 кг/м . Производительность бурения увеличилась на 20 %. Выход негабарита изменялся от 4 % при ЛНС=0,8 м до 16,3 % при ЛНС=1,5 м. Производительность труда забойно-
33
го рабочего изменилась от 11,2 м /чел.см до 13,9 м /чел.см.
Максимальная производительность труда забойного рабочего отмечена при ЛНС=1,0, минимальная при ЛНС=1,5 м. При ЛНС=1,0, несмотря на увеличение выхода негабарита до 6,6 % против 4 % при ЛНС=0,8 м и уменьшение производительности доставки на 27 % производительность труда забойного рабочего увеличилась до 13,9 м /чел.см. Оптимальными оказались параметры: ЛНС=1,0 м; расстояние между концами скважин -1,8 м; коэффициент сближения зарядов - 1,8; удельный расход ВВ -1.33 кг/м3 .
Эксперимент 3: а=2,1 м; ЛНС =0,8; 1,0; 1,2; 1,5 м. Удельный расход ВВ, в зависимости от объема отбойки, изменялся от 1,57 до 0,85 кг/м ,
выход руды с 1 м скважины от 1,19 до 2,23 м /м. Выход негабарита при ЛНС=0,8 составил 5,4 %, а при ЛНС = 1,5 м увеличился до 20,3 %. Производительность труда забойного рабочего изменялась от 8,3 м /чел.см при ЛНС=1,5 м до 14,2 м /чел.см при ЛНС=1,0 м. Максимальная производительность труда забойного рабочего 14,2 м /чел.см достигнута при расстоянии между концами скважин-2,1м, коэффициенте сближения зарядов -2,1 и удельном расходе ВВ - 1,26 кг/м .
В данном случае рациональными параметрами отбойки руды под гибким перекрытием являются: ЛНС=1,0 м; расстояние между концами скважин - 2,1 м; коэффициент сближения между зарядами - 2,1; удельный расход ВВ - 1,26 кг/м ; диаметр скважин - 52 мм.
Организация монтажа перекрытия
Система слоевого обрушения с гибким перекрытием предусматривает отработку монтажного слоя в одной горизонтальной плоскости. Вариант подэтажного обрушения с гибким перекрытием предусматривает отработку монтажного слоя в двух плоскостях: горизонтальная часть по верхней части блока и наклонная часть по контакту висячего бока.
Наклонную часть монтажного слоя отрабатывали системой слоевого обрушения заходками из восстающих выработок, что оказалось мало малоэффективной операцией. Трудоемкость составляла более 30 % от трудоемкости отработки блока, а производительность забойного рабочего редко превышала 2,5 м3/чел.см.
Для повышения показателей рудное тело на контакте с висячим боком отрабатывают с магазинированием руды на высоту блока снизу вверх. Выемка руды осуществляется или сплошным забоем с обуриванием по длине блока восходящими шпурами или потолкоуступным забоем с обу-риванием горизонтальными шпурами. По мере продвижения забоя по его висячему боку монтируется перекрытие (рис. 4).
Такой способ отработки наклонной части монтажного слоя отличается более комфортными условиями для монтажа перекрытия, большей производительностью работ, более высокой скоростью оборудования монтажного слоя и хорошей вентиляцией очистного пространства.
Производительность труда забойного рабочего увеличилась до 5,0 м /чел.см., скорость продвижения очистного забоя по восстанию до 15 м/месяц, а производительность рабочего на монтаже перекрытия - до 6 м3/ чел. см.
Равнопрочное канатно-металлическое перекрытие по типу панцирной сетки состоит из канатной силовой основы, что обеспечивает равномерную работу канатов без деления на несущие и распределяющие элементы.
Рис. 4. Схема сооружения равнопрочного перекрытия в наклонной части монтажного слоя: 1 - крюк; 2 - канат; 3 - металлические ленты
Для предотвращения просыпания породной мелочи ячейки перекрываются переплетенными 3...5 метровыми отрезками стальной ленты. Несущие канаты плетутся по типу панцирной сетки с ячейкой 2,5x1,0 м, а в них через 0,5 м вплетаются распределяющие канаты. Диаметр канатов определяется из условия прочности:
*, = ^,
3 N
где Кз - коэффициент запаса прочности; Яг - предельное разрывное усилие каната;
Т = 0 59Н2
тах ,
где И - высота подэтажа,
К = 0,59И2 3 2еоБф
Условию прочности перекрытия удовлетворяют канаты 28+ 32 им. Новая конструкция перекрытия целесообразна как для монтажа перекрытия в наклонной плоскости, так и в горизонтальной.
Производительность на монтаже составляла соответственно до 2 2 5,3 м /чел. см в горизонтальной части и 1,5 м /чел. см наклонной части перекрытия. Производительностьмонтажных работ увеличивается и за счет уменьшения трудоемкости.
Для монтажа равнопрочного перекрытия в горизонтальной части у висячего бока рудного тела вдоль пройденных заходок протягивается канат диаметром 32 м, на который через 1 м цепляется следующий в виде "змейки" канат, огибая вбитые в почву через 1 м на расстоянии 0,5 м от каната штыри. К уложенному "змейкой" канату крепится переплетением следующий канат, также укладываемый через очередной ряд штырей в виде "змейки", и так далее по ширине заходки. По окончанию монтажа в крайней заходке канатные петли выводятся за крепь на 0,5...0,7 м от почвы и крепятся к стойкам.
На силовую канатную основу укладываются ленты длиной 5...6 м с переплетением пучками по 3...5 штук через 0,5...1,0 м и соединением внахлест с напуском 1 м. На 1 м ширины перекрытия в обоих направлениях укладывается по 7 лент. Поверх переплетенных лент укладывается сетка "Рабица". На границах блока перекрытие крепится к канату.
В наклонной части монтажного слоя по висячему боку забоя размещаются крючья по сетке 1,0x0,5 м, на которые навешиваются петли монтажного каната. Сквозь петли по простиранию забоя пропускается очередной канат, петли которого навешиваются на вышерасположенный ряд крючьев. Силовая основа перекрытия оборудуется до кровли.
На границах магазина монтажные канаты крепятся к канату, а отрезки металлических лент вплетаются в канатную основу. Длина отрезков по простиранию 10...15 и, по падению - 2,5...3 м. На 1 м площади перекрытия монтируется 14 лент. По окончанию монтажа перекрытия кровля забоя обрушается. Чтобы создать рабочее пространство для дальнейшего монтажа, производится выпуск руды из магазина.
Эффективность системы разработки определяется соотношением объемов работ в монтажном слое и под гибким перекрытием.
Общая площадь монтажного слоя
Параметры монтажного слоя из необходимых для монтажа перекрытия условий составляют кг = 8м, кн = 3м. С увеличением мощности
рудного тела доля запасов монтажного слоя снижается, а затраты на возведение перекрытия на 1 т извлекаемых из блока запасов уменьшаются и
5>ш а
Объем добываемой из монтажного слоя руды
V = В [ткг + Нн (Н - кг)].
Объем добываемой из блока руды
Vбл = т х В х Н . Удельный объем добываемой из монтажного слоя руды
V = тк, + кн (н - кг)
тН '
Vу
эффективность перекрытия увеличивается. Себестоимость добычи руды и производительность забойного рабочего по системе разработки:
(пС + 9100 - п)С
С _ V тс / гп
6 _ 100 ' р _( пС тс + 9100 - п ) С гп
6 100 ' 100р Р
Р _ ^^^^ Мс^ гп
Г6 ~ '
пРгп +(100 - П )
где С6, Р6 - соответственно себестоимость добычи и производительность труда по системе разработки; Стс, Сгп - соответственно себестоимость добычи из монтажного слоя с учетом монтажа и под гибким перекрытием; Рмс, Ргп - соответственно, производительность труда забойного рабочего по монтажному слою и под гибким перекрытием.
Оптимальные условия для применения технологии подэтажного обрушения с гибким перекрытием создаются при отработке рудных тел мощностью более 8-10 м.
Эффективность процессов добычи руд во многом определяет размер извлекаемой стоимости руд и является начальным звеном формирования, как стоимости товарной продукции из первичного сырья [14-16], так и экологических последствий техногенного вмешательства в недра для окружающей природной среды [17-20].
Выводы
1. Перспективы эксплуатации месторождений Центрального Федерального округа связаны с вовлечением в производство сравнительно небогатых минеральных ресурсов.
2. Условием повышения конкурентоспособности добываемого сырья является повышение его качества при комбинировании инновационных природо- и ресурсосберегающих технологий.
3. Возможности применения высокоэффективных технологий с обрушением сохраняются при комбинировании их с закладкой твердеющими смесями на основе использования разделяющих металлических месторождений.
4. Сооружение гибких металлических перекрытий слоя целесообразно осуществлять системой разработки с магазинированием руды по предложенной схеме.
5. Для широкого применения рекомендуется конструкция перекрытия из равнопрочных несущих элементов.
6. Параметры буровзрывных работ для технологий с перекрытием уточняются экспериментально в условиях конкретных месторождений.
Список литературы
1. Golik V.I., Komashchenko V.I., Razorenov Yu.I. Activation of tech-nogenic resources in desintegrator // Mine Planning and Equipment Selection Proceedings of the 22nd MPES Conference. Editors: Carsten Drebenstedt, Raj Singhal. 2013. С. 1101-1106.
2. Golik V., Komashchenko V., Morkun V. Feasibility of using the mill tailings for preparation of self-hardening mixtures // Metallurgical and Mining Industry. 2015. Т. 7. № 3. С. 38-41.
3. Freeman A. M., Herriges J. A., Kling C. L. The measurement of environmental and resource values. Theory and methods. - New York, USA : RFF Press, 2014. Р.45-53.
4. Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Economics. A Contemporary Approach. - M. E. Sharpe, Inc., Armonk, New York, 2013. Р. 67-85.
5. Рыльникова М.В., Ангелов В.А., Туркин И.С. Обоснование технологической схемы и комплекса оборудования для утилизации текущих хвостов обогащения в выработанном пространстве. Горный информационно - аналитический бюллетень. 2014. №9. С. 115-123.
6. Ляшенко В. И. Экологическая безопасность уранового производства в Украине. Горный журнал.2014. №4. С 131-135.
7. Parker H. M. Reconciliation principles for the mining industry // Mining Techn. 2012. Vol. 121(3). P. 160-176.
8. Akande J. M., Lawal A. I. Optimization of Blasting Parameters Using Regression Models in Ratcon and NSCE Granite Quarries// Ibadan, Oyo State, Nigeria. Geomaterials. 2013. Vol. 3. No. 1. P. 28-37.
9. Голик В.И., Комащенко В.И., Качурин Н.М. Концепция комбинирования технологий разработки рудных месторождений // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2015. Вып. 4. С. 76-88.
10. Голик В. И., Комащенко В. И. Природоохранные технологии управления состоянием массива на геомеханической основе. М.: КДУ, 2010. 556 с.
11. Нормирование потерь и разубоживания медно-никелевых руд в системах разработки Талнахского и Октябрьского месторождений с закладкой выработанных пространств/ А. Г. Анохин, Н. В. Подкуйко, С. А. Вохмин, Ю. П. Требуш. Горный журнал.2015. №6. С.98-103.
12. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations //SME Annual Conference and Expo and CMA 117th National Western Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States. 2015. P. 529-532.
13. Рыльникова М.В., Радченко Д.Н. Условия устойчивого функционирования минерально-сырьевого комплекса России/ Д.Р. Каплунов [и др.] // ГИАБ. Вып. 1. 2014. №10. С. 89- 96.
14. Соколов И. В., Смирнов А. А.О кондициях для подсчета запасов рудных полезных ископаемых. М. Горный журнал. 2012. №4. С.89-95.
15. Ястребинский М.А. Экономическое обоснование рыночного критерия приведенных затрат и результатов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2014. №6. С.145-152.
16. Обоснование рациональных вариантов перехода с открытого на подземный способ разработки месторождения Малый Куйбас/ В.Н. Калмыков, С.Е. Гавришев, К.В. Бурмистров, А. А. Гоготин, О.В. Петрова, Н.Г. Томилина// Горный информационно-аналитический бюллетень. 2013. №4. С. 45-52.
17. Петров И.В., Савон Д.Ю., Стоянова И.А. Эколого-экономические последствия реструктуризации угольной промышленности Восточного Донбасса и пути их решения // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2014. №5. С 67-74.
18. Архипов Г. И Горнорудная промышленность в экономике Дальневосточного региона // Горный журнал. 2013. №2. С. 101-106.
19. Грехнев Н.И. Минеральные отходы горных предприятий - экономические и экологические проблемы недропользования в Дальневосточном регионе // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2014. №8. С.128-133.
20. Молев М.Д., Меркулова М.А. Оценка воздействия предприятий на окружающую среду с использованием комплекса природно-экономических моделей // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2013. №3. С. 59-66.
Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., v.i.golik@,mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,
Комащенко Виталий Иванович, д-р техн. наук, проф. v.i. golik@mail. ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,
Савин Игорь Ильич, д-р техн. наук, проф., ecology@tsu.tula.ru, Россия, Тула, Тульский государственный университет
IMPROVEMENT OF QUALITY OF ORES BY UNDERGROUND MINING OF FIELDS WITH THE COLLAPSE
V. I. Golik, V. I. Komashchenko, I. I. Savin
The scope of technologies of development of metal mineral deposits which working off by an underground method is unprofitable now can be increased by use of the recommended technology with production of ores under metal overlapping. The collapse of breeds
on overlapping eliminates the main defect of technology with a collapse: impoverishment by breed also does the extracted ore competitive. The prospects of operation of fields of the district are shown connected with involvement in production of rather poor mineral resources for increase in competitiveness of the extracted raw materials due to improvement of its quality in case of a combination innovative environmental and resource-saving technologies. Due to use of overlapping quality of use of subsoil increases, preserving the land surface is provided and environmental damage is minimized by reduction of amounts of issue of mineral masses by a surface. Involvement in production rather not of big, but high-quality inventories of fields promotes hardening mineral a source of raw materials of Russia in the conditions of the forthcoming conversion of production of metal ores from an open method on underground.
Key words: field, development, impoverishment, losses, land surface, metal overlapping, underground way, collapse.
Golik Vladimir Ivanovich, Doctor of Sciences, Full Professor, v. i. golik@,mail. ru, Russia, Vladikavkaz, Northern-Caucasian State Technological University,
Komashchenko Vitalyi Ivanovich, Doctor of Sciences, Full Professor, v.i.golik@, mail.ru, Russia, Vladikavkaz, Northern-Caucasian State Technological University,
Savin Igor Ilich, Doctor of Sciences, Professor, ecology@tsu.tula.ru, Russia, Tula, Tula State University
Reference
1. Golik V.I., Komashchenko V.I., Razorenov Yu.I. ACTIVATION OF TECH-NOGENIC RESOURCES IN DESINTEGRATOR // Mine Plan-ning and Equipment Selection Proceedings of the 22nd MPES Conference. Editors: Carsten Drebenstedt, Raj Singhal. 2013. S. 1101-1106.
2. Golik V., Komashchenko V., Morkun V. FEASIBILITY OF US-ING THE MILL TAILINGS FOR PREPARATION OF SELF-HARDENING MIXTURES // Metallurgical and Mining Industry. 2015. T. 7. № 3. S. 38-41.
3. Freeman A. M., Herriges J. A., Kling C. L. The measurement of environmental and resource values. Theory and methods. - New York, USA : RFF Press, 2014. R.45-53.
4. Harris J. M., Roach B. Environmental and Natural Resource Eco-nomics. A Contemporary Approach. - M. E. Sharpe, Inc., Armonk, New York, 2013. R. 67-85.
5. Ryl'nikova M.V., Angelov V.A., Turkin I.S. Obosnovanie tehnologicheskoj shemy i kompleksa oborudovanija dlja utilizacii te-kushhih hvostov obogashhenija v vyrabotannom prostranstve. Gornyj in-formacionno - analiticheskij bjulleten'. 2014. №9. S. 115-123.
6. Ljashenko V. I. Jekologicheskaja bezopasnost' uranovogo proiz-vodstva v Ukraine. Gornyj zhurnal.2014. №4. S 131-135.
7. Parker H. M. Reconciliation principles for the mining industry // Mining Techn.
2012. Vol. 121(3). P. 160-176.
8. Akande J. M., Lawal A. I. Optimization of Blasting Parameters Using Regression Models in Ratcon and NSCE Granite Quarries// Ibadan, Oyo State, Nigeria. Geomaterials.
2013. Vol. 3. No. 1. P. 28-37.
9. Golik V.I., Komashhenko V.I., Kachurin N.M. Koncepcija kom-binirovanija tehnologij razrabotki rudnyh mestorozhdenij. Izvestija Tul'skogo gosudarstvennogo univer-siteta. Nauki o Zemle. 2015. Vyp. 4. S. 76-88.
10. Golik V. I., Komashhenko V. I. Prirodoohrannye tehnologii upravlenija sosto-janiem massiva na geomehanicheskoj osnove. M.: KDU, 2010. 556 s.
11. Normirovanie poter' i razubozhivanija medno-nikelevyh rud v sistemah razrabotki Talnahskogo i Oktjabr'skogo mestorozhdenij s zakladkoj vyrabotannyh prostranstv/ A. G. Anohin, N. V. Podkujko, S. A. Vohmin, Ju. P. Trebush. Gornyj zhurnal.2015. №6. S.98-103.
12. Matthews T. Dilution and ore loss projections: Strategies and considerations //SME Annual Conference and Expo and CMA 117th Na-tional Western Mining Conference-Mining: Navigating the Global Waters. Denver, United States. 2015. P. 529-532.
13., Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N. Uslovija ustojchivogo funkcionirovanija min-eral'no-syr'evogo kompleksa Rossii/ D.R. Kaplunov [i dr.]// GIAB. Vyp. 1. 2014. №10. S. 89- 96.
14. Sokolov I. V., Smirnov A. A.O kondicijah dlja podscheta za-pasov rudnyh poleznyh iskopaemyh. M. Gornyj zhurnal. 2012. №4. S.89-95.
15. Jastrebinskij M.A. Jekonomicheskoe obosnovanie rynochnogo kriterija priveden-nyh zatrat i rezul'tatov. Gornyj informacion-no-analiticheskij bjulleten'. 2014. №6. S.145-152.
16. Obosnovanie racional'nyh variantov perehoda s otkrytogo na podzemnyj sposob razrabotki mestorozhdenija Malyj Kujbas/ V.N. Kalmykov, S.E. Gavrishev, K.V. Burmistrov, A.A. Gogotin, O.V. Petro-va, N.G. Tomilina// Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten'. 2013. №4. S. 45-52.
17. Petrov I.V., Savon D.Ju., Stojanova I.A. Jekolo-go-jekonomicheskie posledstvija restrukturizacii ugol'noj promysh-lennosti Vostochnogo Donbassa i puti ih reshenija. Gornyj informa-cionno-analiticheskij bjulleten'. 2014. №5. S 67-74.
18. Arhipov G. I Gornorudnaja promyshlennost' v jekonomike Dal'nevostochnogo re-giona. Gornyj zhurnal. 2013. №2. S. 101-106.
19. Grehnev N.I. Mineral'nye othody gornyh predprijatij - jekonomicheskie i jeko-logicheskie problemy nedropol'zovanija v Dal'ne-vostochnom regione. Gornyj informa-cionno-analiticheskij bjulleten'. 2014 №8. S.128-133.
20. Molev M.D., Merkulova M.A. Ocenka vozdejstvija predprija-tij na okruzha-jushhuju sredu s ispol'zovaniem kompleksa prirod-no-jekonomicheskih modelej. Gornyj informacionno-analiticheskij bjulleten'. 2013. №3. S. 59-66.
