Здесь можно найти учебные материалы, которые помогут вам в написании курсовых работ, дипломов, контрольных работ и рефератов. Так же вы мажете самостоятельно повысить уникальность своей работы для прохождения проверки на плагиат всего за несколько минут.

ЛИЧНЫЙ КАБИНЕТ 

 

Здравствуйте гость!

 

Логин:

Пароль:

 

Запомнить

 

 

Забыли пароль? Регистрация

Повышение уникальности

Предлагаем нашим посетителям воспользоваться бесплатным программным обеспечением «StudentHelp», которое позволит вам всего за несколько минут, выполнить повышение уникальности любого файла в формате MS Word. После такого повышения уникальности, ваша работа легко пройдете проверку в системах антиплагиат вуз, antiplagiat.ru, etxt.ru или advego.ru. Программа «StudentHelp» работает по уникальной технологии и при повышении уникальности не вставляет в текст скрытых символов, и даже если препод скопирует текст в блокнот – не увидит ни каких отличий от текста в Word файле.

Работа № 113778


Наименование:


Учебное пособие ПОДЗЕМНЫЕ ГОРНЫЕ РАБОТЫ

Информация:

Тип работы: Учебное пособие. Добавлен: 05.10.2018. Сдан: 2005. Страниц: 73. Уникальность по antiplagiat.ru: < 30%

Описание (план):


МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ
РОССИЙСКОЙ ФЕДЕРАЦИИ

МОСКОВСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ
ОТКРЫТЫЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра разработки месторождений полезных ископаемых


УТВЕРЖДАЮ
Проректор по учебной работе


ПОДЗЕМНЫЕ ГОРНЫЕ РАБОТЫ
ЧАСТЬ 3 и 4

Учебное пособие в 4 частях


для студентов специальностей
130403 (090500) «Открытые горные работы»
130404 (090200) «Подземная разработка месторождений
полезных ископаемых»


Москва 2005 г.
ЧАСТЬ 3.


2
Системы разработки при подземной добыче руды
§ 1. Классификации систем разработки

Система разработки - это технология, организация добычи полезного
ископаемого в очистном блоке. Организация добычных работ заключается в
проведении подготовительных, нарезных выработок и в цикличном выполне-
нии специфических для каждой системы технологических процессов (напри-
мер, бурение – взрывание – доставка – крепление - закладка) в определенном
порядке (сверху вниз, снизу вверх, от центра к флангам или наоборот ...). Все
системы разработки объединены по группам в классификацию, наиболее из-
вестны в России две классификации - М.И.Агошкова и В.Р.Именитова.
У Агошкова М.И. системы разделены на классы по признаку состояния
очистного пространства во время добычи руды (очистное пространство неза-
полнено или как-то заполнено), а у В.Р.Именитова разделены на классы по дру-
гому признаку - по способу поддержания очистного пространства при добыче
руды (очистное пространство либо как-то укрепляется либо нет).
Для более детального ознакомления с конкретными расчётами по систе-
мам разработки автором выпущено отдельное учебное пособие1, а особенности
подземной добычи редких и радиоактивных руд приведены автором в другом
учебном пособии2.

А. Классификация систем по Агошкову М.И.
I класс. С открытым очистным пространством
1. Сплошная система (однослойная выемка с редкими целиками различ-
ной формы - на пластах)
2. Камерно-столбовая система (однослойная выемка с систематическими
и одинаковыми целиками - на пластах)
3. Система с подэтажной отбойкой (отбойка камеры из нескольких буро-
вых штреков, ортов по высоте этажа)
4. Система с этажно-камерной отбойкой (отбойка камеры на высоту эта-
жа из одной-двух буровых штреков, ортов)
5. Потолко- и почвоуступные системы (очень редко применяются)
6. Система с отбойкой глубокими скважинами из буровых восстающих
II класс. С магазинированием руды в очистном пространстве
1. Система со шпуровой отбойкой из магазина (отбойка камеры слоями
снизу вверх, бурение производится с навала руды под ногами)
2. Система с отбойкой руды глубокими горизонтальными скважинами из
буровых восстающих и магазинированием


1
Порцевский А.К. Системы разработки при подземной добыче руды. Учебное пособие по
курсу практических занятий. – М.: МГГА, 2000, 112 с.
2
Порцевский А.К. Особенности подземной разработки месторождений радиоактивных руд.
Учебное пособие. – М.: МГГА,1999, 38с.


3
3. Система с отбойкой руды глубокими горизонтальными скважинами из
буровых камер возле восстающих и магазинированием
III класс. С закладкой очистного пространства
1. Горизонтальные восходящие слои с закладкой
2. Наклонные (под углом 30-400) восходящие слои с закладкой
3. Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой
4. Сплошная и потолкоуступная системы с закладкой (редко применяют-
ся)
IV класс. С креплением очистного пространства
(редко применяются)
1 . Системы с усиленной распорной и станковой деревянной крепью
2. Системы с каменной и комбинированной крепью
V класс. С креплением и закладкой очистного пространства
(редко применяются)
1. Горизонтальные восходящие слои, уступы с креплением и с закладкой
2. Вертикальные прирезки со станковой крепью и закладкой (отбойка из
буровых восстающих)
VI класс. С обрушением вмещающих пород
1. Слоевое обрушение (выемка слоями сверху вниз под обрушенными по-
родами)
2. Столбовые системы (выемка заходками, лавой под обрушенными поро-
дами на пластах)
3. Щитовые системы (выемка слоями сверху вниз под деревянным щитом
и обрушенными породами)
VII класс. С обрушением руды и вмещающих пород
1. Системы подэтажного обрушения (отбойка "в зажиме")
2. Системы этажного принудительного обрушения руды (отбойка "в за-
жиме")
3. Система этажного самообрушения руды (без отбойки)
VIII класс. Комбинированные системы
1. Выемка первичных камер системами с открытым очистным простран-
ством
2. Выемка первичных камер с магазинированием руды
3. Выемка первичных камер с закладкой

Б. Классификация по Именитову В.Р.
I класс. С естественным поддержанием очистного пространства
1. Сплошная система
2. Камерно-столбовая система
3. Камерные системы с последующей закладкой
II класс. С обрушением руды и вмещающих пород
1. Этажное принудительное обрушение и самообрушение
2. Подэтажное обрушение
III класс. С искусственным поддержанием очистного пространства
1. С закладкой


4
1.1. Сплошная однослойная выемка
1.2. Горизонтальные восходящие и нисходящие слои
1.3. Наклонные слои
1.4. Селективная выемка тонких жил
2. С креплением
3. С креплением и последующим самообрушением
3.1. Столбовые системы с обрушением
3.2. Слоевое обрушение
4. С магазинированием

Доля основных систем разработки на месторождениях МинЦветМета
(факт на 1995 г. и прогноз ИПКОНА3 на 2010 г.)
Системы с
Полезное Системы с от- Системы
Тип месторожде- обрушением
ископае- крытым про- с заклад-
ния руды и по-
мое странством кой
род
1.Пластообразные
Никель,
глубокозалегающие 30-25% 50-20% 4-34%
кобальт
месторождения
2.Крутопадающие
неглубокие место- Вольфрам,
55-65% - 28-22%
рождения непра- молибден
вильной формы
3. Пласто- и линзо-
образные крутопа- Свинец,
21-29% 34-32% 35-30%
дающие месторож- цинк
дения
4.Жильные место-
олово 27-43% нет 34-24%
рождения
5.Сложно-структур- Сурьма 78-66% 0,5-2,5% 6-20%
ные Ртуть 36-60% 2,5-3% 47-28%

Примечание. Первая цифра – удельный вес класса систем разработки на
1995 год, вторая – прогноз на 2010 год.


По данным Санкт-Петербургского горного университета доля основных
систем разработки месторождений полезных ископаемых по России в целом
следующая4:


3
Комплексное освоение рудных месторождений: проектирование и технология подземной
разработки. Под ред. Д.Р.Каплунова. - М.: изд. ИПКОН РАН, 1998, 383 с.


5
Класс систем разработки Доля добычи, %
С открытым очистным пространством 35,9
С обрушением руды и вмещающих пород 33,5
С закладкой очистного пространства 8,8
С обрушением вмещающих пород 14,2
С магазинированием руды 2,6
Комбинированный 5,0

Параметры систем разработки
Средняя Уд. расход Удельный
Размеры расход ВВ,
Система производитель- подг. - нар.
блока, м
разработки ность блока работ,
BxL м3/1000т кг/т
тыс.т / мес м3 / см
Камерно-
80-200 x
cтолбовая, ка- 4-6 15-30 30-50 0.35
200-400
мера b=8-20 м
60-80 x
Сплошная 2-3 15-40 20-40 0.35
150-200
Подэтажной 10-30 x
2-6.5 10-35 30-60 0.3
отбойки 30-90
Этажно-камер- 10-30 x
4-15 15-25 20-35 0.45
ная 30-90
С магазиниро- 0.8-5 x
0.5-1.5 3-7 40-65 0.5
ванием 40-100
С распорной
0.8-4 x
крепью, потол- 0.5-1 0.5-2 40-70 0.55
30-80
коуступная
Горизонталь-
50-80 x
ны-ми восхо- 0.5-1 5-8 10-20 0.55
100-120
дящими слоями
Горизонталь-
50-80
ны-ми нисхо- 0.5-1.5 5-8 10-20 0.55
x100-120
дящими слоями
Подэтажное 4-30 x
2-5 10-30 30-60 0.3
обрушение 50-90
Этажное обру- 4-30 x
3-10 15-25 20-35 0.45
шение 50-90
Этажное само- 20-50 x
3-13 10-30 10-30 0.1
обрушение 40-100
Cлоевое обру- 2-30 x 0.5-1 0.5-1 30-60 0.35

4
Недра России. Том 2. Экология геологической среды. Под ред. Н.В.Межеловского,
А.А.Смыслова. – С.-П. - М.: С.-П. горный институт, Межрегион. центр по геол. картографии,
2002, 662 с. (с. 307).


6
шение 30-60
Столбовая, на 20-80 x
10-20 10-15 30-50 0.3
мягких пластах 300-800

Технико-экономическая характеристика систем разработки
Система Потери руды, Разубоживание, Затраты на
разработки % % добычу, у.е./т
Камерно-столбовая с
самоходным оборудо- 25-60 5-15 4-6
ванием
Сплошная 15-30 5-15 3.5-5.5
5-10 – в камере
Подэтажной отбойки 5-10 3-7
до 30 – в блоке
5-15 – в камере
Этажно-камерная 5-15 3-5
до 30 – в блоке
С магазинированием 5-10 5-15 6-9
С распорной крепью,
5-10 5-10 10-20
потолкоуступная
Горизонтальными
5-10 5-10 7-12
восходящими слоями
Горизонтальными
3-8 5-10 10-20
нисходящими слоями
Подэтажное обруше-
15-20 15-25 3-6
ние
Этажное обрушение 15-25 20-30 2.5-4.5
Cлоевое обрушение 5-10 5-10 9-15
Столбовая, на мягких
10-15 5-10 5-12
пластах

В. Другие классификации систем разработки5:
В учебной и технической литературе можно отыскать следующие клас-
сификации:
а) по признаку «тип, морфология месторождения» - Крэйна, Юнга,
И.Покровского, Г.Е.Баканова, Л.И.Барога;
б) по признаку «поддержание выработанного пространства» - Сперра,
Митке, В.Н.Семевского;
в) по признаку «поддержание очистного пространства» - МакКлеланда,
В.И.Грудева, Е.П.Прокопьева, Н.А.Старикова, Вольфсона-Барласа,
М.И.Агошкова, Г.Н.Попова, Льюиса, Райта, Джексон-Гарднера, Н.И.Трушкова,
К.М.Чарквиани, Ш.Н.Мамедова, В.Р.Именитова;
г) по признаку «поддержание в период выемки и последующее заполне-
ние выработанного пространства» - В.Т.Маркелова;
5
Байконуров О.А. Классификация и выбор методов подземной разработки месторождений. -
Алма-Ата, Наука, 1969, 606 с.


7
д) по признакам «тип забоя, способ поддержания кровли, способ подсечки
блока и т.п.» - Американского института горных инженеров и металлургов;
е) по признаку «стадийность выемки» - А.И.Стешенко;
ж) по признаку «тип фронта работы этажа и тип заполнения выработан-
ного пространства» - О.А.Байконурова.
Все они хороши по-своему, но всё же труднообъяснимы студентам.
Именно поэтому автору представляется необходимым наметить принципы по-
строения совершенно новых классификаций систем разработки.

Принципы построения новых классификаций систем разработки6:

1) по направлению движения фронта очистных работ
для пологих залежей – в горизонтальном;
для крутопадающих – в вертикальном;
2) по комплексу используемого в блоке оборудования
на выпуске отбитой руды из блока – самотёчная доставка или при-
нудительная;
выпуск определяет и буровую технику:
а) если самотёчная доставка, то бурение скважин осуществляется перенос-
ными станками (с редкими исключениями, такими же редкими как исключения
в правилах русского языка);
б) если принудительная доставка, то бурение шпуров осуществляется са-
моходными установками;
3) по судьбе целиков:
остаются в неприкосновенности (камерно-столбовая и др. системы);
ликвидируются:
а) если межкамерные - то среди заложенных закладкой камер;
б) если межэтажные – то при отбойке нижерасположенного этажа;
без целиков (системы с закладкой);
4) по определяющему выбор системы разработки признаку и последова-
тельности расчётов:
пологая или крутая залежь;
обрушение поверхности, тогда на первый план выходят расчёты
сдвижения охраняемых объектов;
устойчивость пород, руды, тогда сначала требуются расчёты безо-
пасных размеров полостей;
возгораемость, слёживаемость, окисляемость – вынуждают приме-
нять принудительную доставку без магазинирования руды в очистном про-
странстве;
ценность руды определяет требуемую полноту извлечения, напри-
мер, щадящую шпуровую отбойку с твердеющей закладкой пустот;
5) по степени нарушения естественного состояния горного массива:

6
Порцевский А.К. Выбор рациональной технологии добычи руд. Геомеханическая оценка
состояния недр. Использование подземного пространства. Геоэкология.- М.: изд. МГГУ,
2003, 767 с.


8
полное нарушение - системы с обрушением пород;
частичное нарушение – системы с целиками;
щадящее нарушение – системы с заменой горного массива закла-
дочным массивом.

§2. Технология очистных работ в блоке

Технология создания отрезной щели
Особенность очистной отбойки руды в камерах заключается в предвари-
тельном создании здесь некоторого компенсационного пространства, чтобы
раздробленная взрывом руда могла где-то свободно разместиться (коэффициент
разрыхления при отбойке обычно 1,2-1,3). Другая цель – создание второй об-
нажённой поверхности, параллельно которой выбуривают, например, веера
скважин и тем снижают удельный расход ВВ на отбойку. Выпускают отбитую в
восстающем и щели руду через заранее пройденные выработки днища камеры.
Компенсационное пространство в камере – отрезной восстающий и щель -
создаётся двумя вариантами: а) мелкошпуровой отбойкой с проходческого пол-
ка снизу вверх; б) секционным взрыванием зарядов в длинных параллельных
скважинах. Подробности проходки восстающих приведены в главе – Техноло-
гия проведения горизонтальных и вертикальных горных выработок.
Рассмотрим наиболее часто встречающийся вариант. Если отбойка в каме-
ре будет производиться вертикальными прирезками, то на уровне кровли каме-
ры проходят из восстающего специальную горизонтальную выработку, из ко-
торой в торце камеры вниз бурят длинные параллельные скважины на всю вы-
соту камеры. Сначала секционно отбивают восстающий, затем по торцу камеры
– отрезную щель (используя восстающий как компенсационное пространство).
Другой вариант проходки отрезного восстающего рассмотрен в параграфе
- Опыт подземной отработки редкометальных месторождений.

I класс.
Системы с открытым очистным пространством
(здесь и далее по М.И.Агошкову)

В процессе выемки руды очистное пространство остается свободным,
пустым и его устойчивость к обрушениям обеспечивается лишь рудными или
породными целиками. Условия применения - высокая устойчивость руд и по-
род, глубина разработки до 800 м (глубже возможны горные удары).

Сплошная система

Используется при разработке горизонтальных и пологих залежей мощ-
ностью от 1 до 6 м. Выемка ведётся сплошным забоем по простиранию или
вкрест простирания пласта, в очистном пространстве остаются неравномерно
расположенные целики (там, где встречается бедная руда и пустая порода). При
разработке ценных руд и мощности залежи менее 2 м, вместо целика, соору-


9
жают бетонные столбы (хотя тогда система разработки будет отнесена к IV
классу). При мощности залежи более 3-4 м забой делят на уступы по высоте.
Отбойка руды - горизонтальными шпурами. Вслед за очистными работами
обычно принудительно обрушают кровлю (через 300 м от забоя) - для снижения
горного давления.


Диаметр целиков и расстояние между ними (ширина камеры) зависят от
устойчивости кровли: D=3-18 м, В=5-30 м.
Оборудование: при малой мощности и в наклонных залежах используют-
ся ручные перфораторы и скреперная доставка (производительность рабочего
забойной бригады 10-15 т/смену; при мощности более 2,5 м применяется са-
моходная буровая и погрузочно-доставочная техника, включая экскаваторы,
самосвалы и самоходные вагоны (производительность рабочего забойной бри-
гады 70-120 т/смену).


10
Преимущества: небольшой объём подготовительно-нарезных работ в
блоке, возможность выемки рудного тела неправильной формы, удобные усло-
вия для внутризабойной сортировки руды, хорошее проветривание.
Недостатки: большие потери руды в обязательных целиках, возможно об-
рушение кровли в забое.

Камерно-столбовая система

Используется при разработке горизонтальных и пологих залежей мощно-
стью от 3 до 30 м. Характеризуется регулярным чередованием очистных камер
и межкамерных целиков-столбов, между блоками расположены ленточные це-
лики. Из-за высоких потерь руды в целиках применяется лишь на месторожде-
ниях малоценных руд (железо в Губкино, гипс в Новомосковске…). При углах
падения пласта больше 30-35о доставка от забоя до приёмных воронок произво-
дится силой взрыва. Ширина камер 8-20 м, целиков 4-6 м. В ленточных цели-
ках возможно устройство вентиляционных коллекторов (на уровне кровли ка-
мер). Б-Б

А А
10 м


12 м 100 м
А-А


20 м


Б Б


15 м

Рис. 2. Камерно-столбовая система
Оборудование: самоходная техника для бурения, погрузки и доставки
руды к стволу (производительность рабочего забойной бригады 60-80
т/смену). Потери руды 50-60%, разубоживание 5-35%.
Преимущества: возможность комплексной механизации всех процессов,
низкая себестоимость, хорошее проветривание, нет крепи, есть возможность
внутризабойной сортировки.
Недостатки: большие потери руды в целиках, возможны обрушения кров-
ли в забое.


Подэтажная отбойка

Применяется при крутом падении рудной залежи мощностью 5-20 м без
породных включений.
Подготовительно-нарезные выработки: погрузочная камера; ходовой вос-
стающий; сбойка с ходовым восстающим; вентиляционные орты; вентиляцион-
ный штрек; подэтажные штреки; рудоспуски; полевой откаточный штрек; от-
резной восстающий


Рис. 3. Подэтажная отбойка
Бурение веерных скважин производится из буровых подэтажных вырабо-
ток - штреков, ортов, пройденных через 10-20 м по высоте этажа. Диаметр
скважин 75-100 мм. Выпуск руды - торцевой или донный (траншеи или ворон-
ки) на откаточный горизонт. Конструкции днища камер рассмотрены в отдель-
ном параграфе. Для поддержания очистного пространства, восстающих остав-
ляют межкамерные целики (шириной не менее 6 м), а для поддержания выра-
боток вентиляционного и откаточного горизонта - межэтажные целики (толщи-
на целика зависит от конструкции днища: при наличии горизонта скрепирова-
ния целик 10-12 м, для выпускных воронок, траншеи - 4-5 м, толщина потоло-
чины камеры при этом 3-5 м).


12
Нарезные выработки: подэтажные штреки, орты, выработки горизонта
выпуска, отрезные выработки - штрек (орт), восстающий, щель. Очистные ра-
боты состоят из операций: а) отбойки и доставки запасов руды из камер; б) вы-
емки временных межкамерных целиков.
Отбойка ведётся обычно веерными скважинами или штанговыми шпу-
рами (по сравнению с отбойкой параллельными скважинами или шпурами -
при веерной отбойке более неравномерное дробление руды, зато меньше нарез-
ных выработок).
Оборудование: буровые установки с колонковыми перфораторами
(БУ-70У, Удар-2, КБУ-50М, КБУ-80), погрузочно-доставочные машины (при
торцевом выпуске), вибролюки или питатели (при выпускных воронках), скре-
перные установки (при траншейном днище).
Камеры в последующем погашают закладкой или изолируют (если до-
пускается сдвижение и обрушение налегающих пород), целики извлекаются под
обрушенными породами или при заложенных твердеющей закладкой первич-
ных камер (комбинация систем разработки внутри блока - VIII класс). Вари-
ант системы разработки - выемка целиков под разделяющим гибким перекры-
тием (деревянным или металлическим матом). Частичный торцевой выпуск
руды (до 20-25% отбитого объёма) применяется на залежах с углами падения
камер до 700 - чтобы не было потерь руды на лежачем боку при выпуске. Высо-
та этажа 60-90 м, длина блока 50-60 м.
Преимущества: высокая производительность труда (производительность
рабочего забойной бригады 60-80 т/смену) и безопасность работ (в очистном
пространстве нет людей), низкие потери и разубоживание (от 5 до 25% в зави-
симости от способа выемки межкамерных и межэтажных целиков - обрушени-
ем или после закладки камер).
Недостатки: большой объём нарезных работ (3,5-4,5 пм/1000 т руды - это
составляет 20-30% всех затрат по блоку), двухстадийная выемка запасов блока
(сначала камеры, затем целики), невозможность селективной выемки руды из
камеры.
Этажно-камерная отбойка

Применяется при разработке мощных крутопадающих залежей с выдер-
жанными контурами. При горизонтальной мощности залежи до 25-30 м (рас-
стояние между откаточными ортами или штреками) камеры располагают по
простиранию, при мощности более 30 м - вкрест простирания. Руда отбивается
обычно вертикальными слоями (прирезками) на всю высоту камеры, или гори-
зонтальными прирезками на всю длину камеры из буровых камер (восстающих)
(редкий вариант системы разработки). При отбойке вертикальными прирезка-
ми потолочина камеры обнажается по мере извлечения руды, при отбойке го-
ризонтальными прирезками - лишь при выемке последнего в камере верхнего
слоя. Длина камер 40-60 м, высота 35-40 м при высоте этажа 60 м (остальное
приходится на потолочину и выработки выпуска). Отбойка вертикальных слоев
ведётся веерными или параллельными обычно нисходящими скважинами диа-
метром 75-105 мм из буровых штреков или ортов, расположенных в потолочине
камер.


13
Выпуск - донный через траншею или воронки. Производительность рабо-
чих забойной бригады 35-100 т/смену. Потери и разубоживание - по 3-8% при
выемке камер.
Преимущества: низкая себестоимость, высокая производительность.
Недостатки: невозможность селективной выемки руды из камер, большие
потери и разубоживание при выемке межкамерных целиков под обрушенными
породами.
Потолко- и почвоуступные системы

Применяются редко и только на крутопадающих залежах мощностью 0.6-
3 м. Работы в блоке ведутся либо снизу вверх - это потолкоуступная система
либо сверху вниз - это почвоуступная система. Бурение ручными или теле-
скопными перфораторами ведётся с деревянных настилов, уложенных на рас-
порную крепь (потолкоуступная система). Доставка руды обычно скреперная
или же силой взрыва.
Высота этажа 30-60 м, высота уступа 1.5-2.2 м (глубина вертикального
шпура). Расход леса 0.06-0.12 м3/м3 очистного пространства, производитель-
ность рабочих забойной бригады 4-6 т/смену, потери 5-6%, разубоживание - до
10%.
Преимущества: низкие потери и разубоживание, возможность выемки
сложных рудных тел с оставлением безрудных целиков.
Недостатки: высокий расход леса, невысокая производительность труда,
низкая безопасность труда на деревянных настилах.

Отбойка руды глубокими горизонтальными скважинами
из буровых камер возле восстающих

Система разработана в начале 80-ых годов. Применяется для крутопа-
дающих жильных месторождений мощностью до 6-10 м. Блок длиной 50-60 м
и высотой от 50-80 м до 120 м подготавливается двумя восстающими, в днище
оборудуются выпускные дучки, в камере создается компенсационное простран-
ство. Через 10-15 м по длине камеры комплексом КПВ-6 проходят буровые вос-
стающие размером 3х3.5 м - 3х2 м, в них монтируется монорельс с подъёмни-
ком ПВ-60 или очистной комплекс КОВ-25. Став монорельса крепится в стенки
восстающего анкерами и состоит из секций длиной по 1.5 м. Масса бурового
полка 3-4.5 т, глубина бурения колонковыми перфораторами ПК-75 на стрелах-
манипуляторах - до 25 м, диаметр скважин 52-75 мм, необходимое давление
сжатого воздуха - 0.5-0.6 МПа, скорость перемещения полка по монорельсу -
около 0.16 м/с . Очистной цикл состоит из следующих работ: бурение скважин
длиной до 12.5 м в обе стороны от восстающего, заряжание, демонтаж моно-
рельса, взрывание, проветривание, полный выпуск отбитой руды. Производи-
тельность рабочего забойной бригады 25-33 м3/см, расход ВВ 0.8 кг/м3, трудо-
ёмкость производственных процессов - 0.035 чел-см/м3.

II класс.


14
Системы с магазинированием руды в очистном пространстве
Отличительный признак систем - очистное пространство заполняется от-
битой рудой и полный выпуск её осуществляется лишь после отбойки всех за-
пасов руды в камере. Частичный же выпуск руды производится после каждой
отбойки (примерно 30% отбитого объёма), при этом в призабойной части каме-
ры оставляют свободное пространство высотой около 2 м. Применяются систе-
мы на крутопадающих месторождениях в устойчивых неслеживаемых рудах и
породах, также используются при выемке жильных тел мощностью 0.6-5 м.

Мелкошпуровая отбойка руды из магазина


Рис. 4. Мелкошпуровая отбойка из магазина


Применяется на маломощных рудных залежах. Отбойка руды в камере
ведётся снизу вверх. Бурение шпуров вертикальными (или реже горизонталь-
ными) уступами осуществляется телескопными перфораторами с настилов,
уложенных на замагазинированную руду. В камеру рабочие попадают из рассе-
чек восстающих (обычно через 10 м по высоте). В днище камеры - траншея или


15
выпускные воронки, дучки. После полного выпуска производят выемку межка-
мерных и межэтажных целиков (обычно - под обрушенными породами). Поте-
ри руды в камере 7-15%, разубоживание 5-10%. Производительность рабочего
забойной бригады - до 30 т/смену.
Достоинства: нет специальных буровых выработок, нет крепления, мало
нарезных работ, высокая производительность труда, устойчивость стенок ка-
меры обеспечивается отпором замагазинированной руды.
Недостатки: высокие затраты времени на выпуск руды (до 50-60% всех
затрат времени на очистную выемку), большие потери при невыдержанном
контуре рудного тела, низкая безопасность труда рабочих в незакрепленном за-
бое.
Отбойка руды глубокими горизонтальными шпурами
из буровых восстающих и магазинирование

Бурение ведётся не с поверхности магазина, а из специальных буровых
восстающих, пройденных через 10-15 м по длине камеры. Для временного под-
держания устойчивости камеры замагазинированной рудой - выпуск произво-
дят частичный.
Преимущества: безопасность труда в закрепленных восстающих, незави-
симость процесса отбойки от выпуска руды, возможность механизации работ с
буровых полков на монорельсе.
Недостатки: большой объём нарезных работ, большой расход леса на кре-
пление восстающих.

Отбойка руды глубокими горизонтальными
скважинами из буровых камер возле восстающих

Система применяется на мощных залежах и отличается от этажно-
камерной системы только объёмом выпускаемой руды после отбойки слоя:
здесь выпускают 30-40%, а там - все 100% отбитой руды. Система также может
использоваться при обрушении пород с бортов - для снятия напряжений в бор-
тах и для использования эффекта "отбойки в зажиме" (тогда эта система при-
надлежит к VII классу). Бурение ведётся из буровых камер станками с колон-
ковыми перфораторами, диаметр скважин 75-105 мм, глубина - на всю длину
камеры (или полкамеры - если бурение производится с двух сторон навстречу
друг другу).


16
А
A-A

5


800

9


4.3 60


7.5

10 6

40
A


Рис. 5. Отбойка глубокими горизонтальными скважинами


Достоинства: высокая безопасность труда, поддержание бортов камеры
магазином руды, хорошее дробление руды при отбойке "в зажиме".
Недостатки: невозможность селективной выемки руды, контур залежи
должен быть выдержанным.

III класс.
Системы с закладкой очистного пространства
Отличительный признак систем - заполнение слоевого очистного пространства
закладочным материалом сразу же после отбойки и выпуска руды. В отличие от
систем разработки с последующей закладкой здесь процесс погашения пустот
входит в технологический цикл добычи как обязательный элемент. Применяют-
ся системы при любой устойчивости руды и пород, произвольном контуре за-
лежи. Отбойка руды ведётся в тупиковых заходках, см. главу - технология про-
ведения горизонтальных и вертикальных горных выработок.

Горизонтальные восходящие слои с закладкой


17
Система применяется на тонких и средней мощности крутопадающих за-
лежах с тектоническими нарушениями, неустойчивыми породами и средней ус-
тойчивости рудами, с включениями пустой породы.


Рис. 6. Горизонтальные восходящие слои
с гидравлической закладкой

Выемка ведётся заходками снизу вверх, под рудной кровлей, выпуск про-
изводится в рудоспуски, вместо магазина руды - под ногами (настилом) нахо-
дится сухая, гидравлическая или твердеющая закладка. Отбойка производится
горизонтальными или вертикальными шпурами, доставка отбитой руд к рудос-
пуску - скреперной установкой или погрузочно-доставочной машиной. При ис-
пользовании самоходной техники на бурении и погрузке рационально подго-
товку блока (лучше двух соседних блоков) осуществить наклонным съездом.
Горизонтальные слои проходятся высотой 2.5-3 м, настил и рудоспуски -
деревянные, закладка обычно сухая (погашение закладкой производится пнев-
матически или метательной машиной), реже гидравлическая или твердеющая
(обязательно должна быть разнопрочной: основной массив создаётся мало-
прочным, а верхняя пачка - прочнее, чтобы она могла выдержать вес самоход-
ной техники). Производительность рабочего забойной бригады до 70 т/смену,
потери и разубоживание руды - до 3%, .
Достоинства: практически любая устойчивость породного массива, низ-
кие потери руды, высокая механизация технологических процессов.
Недостатки: относительно устойчивая рудная кровля, большая трудоём-
кость оборудования рудоспусков, настилов, погашения очистного пространства
закладкой, возможны потери руды в закладке при некачественном настиле.

Наклонные (под углом 30-40о) восходящие слои с закладкой


18

Выемка руды в блоке ведётся снизу вверх наклонными под углом 30-40о
слоями - для удобства доставки отбитой руды к рудоспуску за счёт использова-
ния силы тяжести и применения доставки силой взрыва, а также для удобства
погашения полостей закладкой. Обычно применяется отбойка вертикальными
шпурами глубиной 1.5-1.8 м. Закладка используется сухая, гидравлическая или
реже разнопрочная твердеющая.
Достоинства: использование силы тяжести и частично силы взрыва для
доставки руды к рудоспуску, высокая полнота заполнения пустот закладкой.
Недостатки: большая трудоёмкость работ, возможны потери руды в за-
кладке под настилом.

Нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой

Применяется на месторождениях ценных руд при низкой устойчивости
рудного и породного массива, недопустимости обрушений, сдвижений. Работы
в блоке ведутся сверху вниз заходками под искусственной кровлей.
Возможна любая конфигурация и устойчивость рудных тел. Производи-
тельность рабочего забойной бригады 20-25 т/смену, потери и разубоживание
2-6%. Очистные заходки разделяются на секции длиной 20 м и отгораживаются
от слоевого штрека - закладочными перемычками и заполняются разнопрочной
закладкой. Расход леса на крепь и закладочные перемычки 0.15-0.3 м3/м3. Под-
робнее об этой системе см. в отдельной главе - выбор технологии добычи руды
при системах разработки с закладкой выработанного пространства.
Недостатки: высокие затраты на твердеющую закладку (при равнопроч-
ной закладки они составляют до 60% всех расходов на очистную выемку),
большой расход леса.
Расходы на закладку и на крепь можно существенно снизить, используя
разнопрочную закладку в погашаемом слое: нижняя пачка прочностью 4-6
МПа, верхняя - без вяжущего или прочностью 0.5-1 МПа, тогда крепь вообще
не нужна.

Сплошная система с закладкой

Используется редко и лишь на пластовых месторождениях - тогда, когда
недопустимы сдвижения и обрушения пород.
Выемка однослойная с внутризабойной сортировкой: пустую породу ос-
тавляют в очистном пространстве, руду вывозят - на поверхность. При выемке
руды лавой может быть использована либо гидрофицированная крепь (как на
угольных шахтах) либо выработанное пространство погашается сухой, гидрав-
лической закладкой. При выемке руды заходками необходима твердеющая за-
кладка очистного пространства.
Достоинства: широкий фронт работ, независимость процессов выемки от
процесса закладки, возможность внутризабойной сортировки.


19
Потолкоуступная система с закладкой

Система обычно используется редко, лишь при селективной отбойке тон-
ких рудных жил первым уступом и отбойки породы вторым уступом - для уве-
личения очистного пространства до 0.6-0.7 м. Система применима лишь для
очень ценных руд, ведь валовая отбойка руды и породы намного дешевле и ме-
нее трудоемка. Выемка ведётся снизу вверх, ширина очистного пространства
обычно составляет 0.8-1.2 м. Доставка руды к рудоспуску осуществляется по
настилу скреперной установкой.
Недостатки: низкая производительность труда, высокая трудоёмкость,
потери руды в закладке под настилом.

IV класс.
Системы с креплением очистного пространства
Системы редко используются на крупных рудниках. Системы этого клас-
са характеризуются регулярным возведением распорной крепи по мере подви-
гания забоя. Применяются системы с креплением на залежах с любой конфигу-
рацией и мощностью до 4 м (максимальная длина стоек, транспортируемых по
шахтному стволу), рудой средней устойчивости. Это переходный класс систем
от систем с открытым очистным пространством (сплошная, потолкоуступная
система) и систем с магазинированием (мелкошпуровая отбойка из магазина) -
к системам с закладкой. Этот переход может осуществить на любом месторож-
дении и в любом очистном блоке, когда ухудшается устойчивость руды и вме-
щающих пород. Общие недостатки систем этого класса: большой расход леса -
до 0.2 м3/м3, высокая трудоёмкость, низкая производительность труда рабочих
забойной бригады (0.5-2 м3/смену). Общие достоинства: сравнительно высокая
безопасность работ, возможность использования систем при изменчивом кон-
туре залежи, легкость перехода от систем без крепи и закладки к системам с
закладкой.

Система с распорной или станковой крепью

Выемка производится восходящими горизонтальными слоями. Распорная
крепь - это распорки (деревянные стойки) диаметром 20-30 см и длиной до 4
м, забиваемые вручную с усилием - перпендикулярно между двумя бортами
или кровлей-почвой. Станковая крепь - это та же распорная крепь из отдельных
стоек, но соединенных с усилием и между собой другими стойками. Высота
этажа не превышает 40-45 м из условия безопасности рабочих на настилах. От-
бойка - ручными или телескопными перфораторами, доставка руды в рудоспуск
осуществляется скреперной установкой по настилу. В широких забоях вместе
со станковой крепью может использоваться сухая закладка очистного про-
странства, но это уже V класс систем разработки.

Система с каменной, бетонной крепью


20
Здесь на пологих пластах вместо деревянных распорок используется
каменная кладка (например, из пустой породы с цементным раствором) и бе-
тонные столбы. Система применяется крайне редко и только в тех местах, где
совсем нет леса.

V класс.
Системы с креплением и с закладкой
В отличие от систем только с распорной и станковой крепью эти системы
применимы для залежей любой мощности и устойчивости. Системы применя-
ются очень редко при селективной выемке руды и породы. Выемка руды в бло-
ке ведётся снизу вверх. Сначала очистное пространство крепят распорной кре-
пью, а затем заполняют сухой, гидравлической или малопрочной твердеющей
закладкой. Руду и сухую закладку скреперуют.

Варианты системы: а) горизонтальная однослойная выемка; б) восхо-
дящая потолкоуступная выемка; в) выемка вертикальными прирезками со стан-
ковой крепью и закладкой (прирезки расположены между рудоспусками).

Производительность рабочего забойной бригады 4-6 т/смену, потери от 3
до 5%, разубоживание 3-10%.
Недостатки: низкая производительность, малая механизация работ,
большие потери руды под настилом.

VI класс.
Системы с обрушением вмещающих пород
Системы этого класса характеризуются тем, что сразу после отбойки ру-
ды очистное пространство заполняется обрушенными породами с кровли и бор-
тов. Необрушенным остается лишь закрепленное рабочее пространство у забоя.
Условие применения систем - неустойчивые породы.

Слоевое обрушение

Слоевое обрушение применимо при неустойчивых породах и при произ-
вольном контуре рудного тела, обычно используется на богатых рудных за-
лежах. Высота этажа 40-60 м, длина блока 50 м. Выемка руды в блоке ведётся
сверху вниз слоями 3-4 м высоты под настилом, уложенным заранее на почву
первого отработанного слоя и затем подхваченного стойками и рамами на сле-
дующем слое. Возможна выемка и без разделяющего перекрытия, когда буре-
ние вертикальных шпуров производится как бы с подэтажных выработок, вы-
сота слоя тогда 5-10 м, доставка отбитой руды к рудоспуску осуществляется
погрузочно-доставочной техникой. Производительность рабочего забойной
бригады 3-8 м3/смену, потери 2-5%, разубоживание 3-8%.


Недостатки: большой объём ручного труда на сооружении гибкого пере-
крытия, низкая производительность, большой объём крепления 0.08-0.15 м3/м3,
отсюда и высокая себестоимость добычи руды.

Столбовые системы с обрушением кровли
Используются на пологих залежах небольшой мощности с неустойчивы-
ми породами, например, на марганцевых и калийных рудниках. Залежь делится
панельными и блоковыми штреками на панели-столбы и отрабатывается в
один слой либо лавой либо отдельными заходками. Расстояние между откаточ-
ными штреками 30-50 м, крепится лишь призабойное пространство, остальное
пространство самообрушается или обрушается принудительно, чтобы не воз-
растало горное давление. Эти системы схожи по технологии со сплошной сис-
темой I класса, но здесь добавляется обрушение кровли. Производительность
рабочего забойной бригады 17-20 т/смену, потери до 10%, разубоживание 2-
7%.
Недостатки: высокая трудоёмкость крепления, относительно большой
расход леса.
Щитовые системы с обрушением
Это обычное слоевое обрушение, но под специальным плоским деревян-
ным щитом на металлической основе-каркасе, скрепленные между собой бол-
тами. Очень редко встречается.

VII класс.
Системы с обрушением руды и вмещающих пород
Особенность этого класса систем в том, что породные кровля и борта са-
мообрушаются по мере выпуска отбитой руды из камеры, т.е. выпуск произ-
водится под обрушенными породами, а отбойка ведётся "в зажиме". В очистном
пространстве нет людей, и крепь не требуется. В блоке предварительно созда-
ется компенсационное пространство - отрезная щель. Применяются системы
при неустойчивых породах и выдержанном контуре рудного тела. Подробнее
об этих системах см. в отдельной главе - выбор технологии добычи руды при
системах разработки с обрушением руды и вмещающих пород.

Система подэтажного обрушения
Варианты системы:
а) по способу отбойки
- короткими вертикальными шпурами диаметром 32-38 мм (редко при-
меняется);
- штанговыми шпурами диаметром 32-38 мм и длиной 5-7 м;
- вертикальными параллельными или веерными скважинами;


A
А


22


б) по способу выпуска отбитой руды
- донный через траншеи, дучки, воронки на откаточный горизонт;
- торцевой через буровые подэтажные выработки, далее ПДМ или
скрепером к рудоспуску;
в) по способу транспортирования отбитой руды в блоке
- скреперной установкой;
- виброустановками в дучках и воронках;
- погрузочно-доставочными машинами на подэтажах и на горизонте
доставки в днище камеры;
г) по способу обрушения пород
- самообрушение;
- принудительное обрушение подрывкой несущих целиков.

Система также применяется для извлечения запасов руды из потолочин и
целиков камер с открытым очистным пространством. Высота этажа 60-80 м,
высота подэтажа от 10-12 м до 30-40 м, ширина камеры (мощность отбиваемо-
го слоя) 7-30 м, длина блока 40-50 м (определяется оптимальным расстояни-
ем до рудоспуска при торцевом выпуске). При торцевом выпуске меньше на-
резных работ, т.к. нет выпускных воронок в днище камер, но больше потери
руды, ведь по условию безопасности - работы по погрузке руды возможны


23
лишь под козырьком целика. Производительность рабочих забойной бригады
80-90 т в смену, потери и разубоживание 10-15% .
При донном выпуске главное - это обеспечить равномерный режим вы-
пуска руды из дучек или воронок.

Достоинства: высокая механизация всех операций, любая устойчивость
руд и пород, нет крепи и людей в очистном пространстве, вместо закладки очи-
стное пространство заполняется обрушенными породами.
Недостатки: относительно много нарезных работ (и при донном выпуске
работ больше, чем при торцевом), при несоблюдении режима выпуска - относи-
тельно большие потери руды и разубоживание при перемешивании отбитой ру-
ды с обрушенными породами (причем при донном выпуске больше разубожи-
вания, а при торцевом - больше потери).

Этажное самообрушение

Суть - камера подсекается снизу и с бортов, а руда под собственной тяже-
стью обрушается без взрывной отбойки. Система применима лишь в мощных
залежах с неустойчивой рудой и породой, с высокой трещиноватостью (чтобы
обрушенные куски пород не были бы большими) и чтобы самообрушение на-
чиналось не позже, чем через 1-2 месяца после подсечки. Мощность залежи
должна быть не меньше 20-30 м, а руда - неслеживаемой.
Производительность рабочих забойной бригады 50-90 т/смену, потери и
разубоживание 12-25%, расход подготовительно-нарезных выработок 7-10
пм/1000 т запасов руды. Система применяется редко, известны случаи при-
менения на молибденовых рудниках США и Канады, на кемберлитовых труб-
ках ЮАР. Достоинства: высокая производительность (зависит лишь от мощно-
сти вибропитателя), отсутствие взрывов, крепи и людей в очистном простран-
стве.
Недостатки: большие потери и разубоживание, большой выход негабари-
тов.
Этажное принудительное обрушение руды

Система применяется в мощных залежах с относительно устойчивой ру-
дой. Руда отбивается глубокими скважинами, пробуренными из нижних и верх-
них буровых выработок - на всю высоту камеры, а отбитая руда выпускается
на откаточный горизонт через воронки, дучки, траншеи в днище камеры. При
неустойчивой руде в камере - переходят на подэтажное обрушение. Высота
блока 70-80 м, длина 60-80 м, ширина - не более 30 м.


24


Рис. 8. Этажное самообрушение

Варианты системы:
- отбойка на компенсационное пространство;
- отбойка "в зажиме", иначе - сплошная выемка (часто применяется).

Вариант отбойки "в зажиме" имеет следующие преимущества перед вари-
антом отбойки с компенсационным пространством:
- нет больших обнажений потолочины, которые могут привести к
преждевременному самообрушению пород;
- на 20-30% ниже объём подготовительно-нарезных работ в блоке;
- нет целиков и нет крепи.


25
Выпуск отбитой руды - донный или торцевой, а при отбойке с компенса-
ционным пространством - только донный. Производительность рабочего за-
бойной бригады 20-25 т/смену, потери 2-5%, разубоживание 10-20%.


Рис. 9. Этажное обрушение руды


VIII класс.
Комбинированные системы разработки
Строго рассуждая, при переходе от одной системы к другой в пределах
одного блока по мере выемки руды в камерах и в целиках - тоже комбинирова-
ние системами разработки (например, при ухудшении горно-геологических ус-
ловий: сначала от сплошной системы - к системе с креплением, затем - к систе-
ме с креплением и закладкой) .
По М.И.Агошкову главное отличие систем этого класса от других - пер-
воначально выемка руды в блоке производится, например, открытыми камера-
ми, а затем эти первичные камеры погашаются закладкой или породой, а в со-
седних камерах выемка ведётся или такой же системой разработки или же дру-
гой, например, системой подэтажного обрушения. Особенностью комбиниро-
ванных систем разработки с последующей закладкой - является разделение за-
пасов этажа на регулярно чередующиеся камеры и такие же по размерам цели-
ки. Ширина камер и целиков колеблется от 6-8 м до 20-30 м.


26
При использовании твердеющей закладки камер целесообразно в днище
создавать слой высокопрочной закладки-потолочины, а основной объём пога-
шать малопрочной или вовсе сухой, гидравлической закладкой. Подробности
приведены в отдельной главе - выбор технологии добычи руды при системах
разработки с закладкой выработанного пространства.
По условиям применения комбинированные системы подразделяются
на группы:
1) комбинированные системы с открытым очистным пространством: ка-
меры отрабатываются этажной или подэтажной отбойкой, а межкамерные це-
лики - этажным или подэтажным обрушением (т.е. закладка не применяется);
2) комбинированные системы с магазинированием руды: межкамерные
целики вынимают подэтажной отбойкой в окружении замагазинированной ру-
ды в первичных камерах;
3) комбинированные системы с одновременной закладкой: камеры по ме-
ре очистной выемки в блоке заполняются сухой или гидравлической закладкой,
а целики затем отрабатываются слоевым или подэтажным обрушением;
4) комбинированные системы с последующей закладкой камер: после вы-
емки первичных камер системой с открытым очистным пространством или с
магазинированием эти камеры погашаются твердеющей закладкой и межкамер-
ные целики отрабатываются той же системой разработки I или II класса в окру-
жении закладочных массивов.

§ 3. Конструкции днищ блоков с массовой отбойкой
Более 70% объёмов подземной добычи приходится на системы с массовой
отбойкой и самотёчным выпуском руды: этажное и подэтажное принудитель-
ное обрушение и самообрушение, камерные системы с магазинированием руды
и с открытым очистным пространством, камерно-целиковые системы (комби-
нированные) с обрушением целиков на открытые камеры.
На создание выработок в днище камер, их поддержание, вторичное дроб-
ление там негабаритов и собственно выпуск руды через днище - приходится до
60-70% всех трудовых затрат по системе разработки. Конструкция днища оп-
ределяет производительность камеры и качество извлечения руды.
В днище сооружаются рудоприемные, выпускные и откаточные выработ-
ки. Толщина днища колеблется от 4-6 м до 16-20 м. Объём нарезных и подгото-
вительных выработок днища составляет 2.5-5 м3/м2 площади блока, а трудоём-
кость работ по образованию днища достигает 20-30% от трудоемкости работ
по системе разработки.
Выпуск руды на откаточные выработки может производиться через сле-
дующие типы днища (по З.А.Терпогосову):
1) днища с выпускными рудоспусками;
2) днища с погрузочно-выпускными камерами;
3) днища с горизонтом доставки;
4) днища с горизонтом грохочения;
5) днища с несколькими горизонтами грохочения и доставки.

целик


27


целик

траншея


А А
штрек


В днище возможны следующие виды рудоприемных выработок: 1) во-
ронки; 2) траншеи; 3) плоское днище.

Достоинства различных типов днища:

1) днища с выпускными рудоспусками требуют меньше всего времени на
сооружение, здесь самые низкие потери руды в целике;
2) днища с погрузочно-выпускными камерами тоже требуют мало време-
ни на сооружение, а за счёт использования здесь вибропитателей достигается
самая высокая производительность труда на выпуске;
3) днища с горизонтом доставки могут быть использованы при любом
падении залежи и обязательно - при большом выходе негабаритов;
4) днища с горизонтом грохочения могут быть использованы тоже при
любом падении залежи и большом выходе негабаритов, а главное - при измель-
чении руды в дробилках непосредственно в блоке, а не около ствола или на
земной поверхности;
5) днища с несколькими горизонтами грохочения и доставки позволяют
организовать в блоке два-три независимых друг от друга процесса: выпуск ру-
ды, её измельчение и погрузку в вагонетки.

Недостатки различных типов днища:

1) сложности с выпуском и вторичным дроблением негабаритов руды в
днищах с рудоспусками, с погрузочно-доставочными камерами и с приемными
воронками;
2) большая трудоёмкость сооружения днищ с горизонтом грохочения и
доставки;
3) большие потери руды в целике днища с горизонтом грохочения и дос-
тавки.


28

Расстояние между выпускными отверстиями определяют из условия
максимального извлечения руды, сохранения устойчивости днища. Например,
по В.Р.Именитову расстояние между выпускными отверстиями в плане зависит
от высоты камеры:
a * b ? Hкам / m ,
где m - коэффициент сопротивления истечению руды, м-1 :
3
m=
2?p
p - показатель сыпучести руды по В.В.Куликову, м.
Подробнее о выборе расстояния между воронками см. в главе - выбор
технологии добычи руды при системах разработки с обрушением руды и вме-
щающих пород.

Зависимость коэффициента сопротивления истечению руды " m "
от коэффициента разрыхления “Kp” и от крепости руды “f”
Kp 1.1-1.2 1.2-1.3 1.3-1.4
f = 6-10 0.9 - 1 0.55 - 0.65 0.4 - 0.5
f > 10 1.8 1.7 1.2

По условию сохранения устойчивости днища минимально-возможное
расстояние между отверстиями равно:
2 ? сж
а min = k L , м L
? сж ? ? Н n

а
где k - коэффициент, зависящий от схемы расположения выпускных от-
верстий относительно откаточной выработки:
- при одностороннем и при двухстороннем симметричном расположении
отверстий k =1;
- при двухстороннем расположении отверстий по шахматной сетке k=1.3;
L - ширина ниши под выпускную дучку, м ;
?сж - предел прочности пород днища на одноосное сжатие, МПа;
? - удельный вес налегающих пород, МН/м3;
H - глубина от земной поверхности, м;
n - запас прочности, n =2 .

Если рассчитывается днище камер для систем с обрушением руды и по-
род, тогда вместо веса пород до поверхности "?*H" в формуле нужно исполь-
зовать величину максимального давления обрушенных пород на основание
блока:


29

Р max =
? H бл а
? tg ? H
[ (
1? exp ? ? tg ? H
a
)] , МН/м2

где a - ширина блока, м;
? - угол внутреннего трения обрушенных пород и руд, ?=40-50о ;
?- коэффициент бокового отпора пород;
Hбл - высота блока с обрушенными породами, м .

Обычно ширина целика между выпускными отверстиями принимается
a ? 4-5 м .

рудоспуск


?
h


b


Ширина ортов-заездов плоского днища зависит от ширины машины
(ПДМ) bмаш:
b ? bмаш + 2 * 0.6 , м

При подэтажном торцевом выпуске расстояние между выработками
выпуска должно быть не больше диаметра эллипсоида выпуска:
? h
? 2 m
b ? ? ? , м
?2 h
?
? tg ?
где h - высота подэтажа, м ;
m - коэффициент сопротивления истечению руды, м-1 ;
? - угол падения стенок камеры, град.


30

ЧАСТЬ 4.
Выбор технологии добычи руды

§ 1. Особенности эксплуатации сложноструктурных
месторождений, оценка подобия массивов

Сложноструктурные месторождения являются наиболее сложными в экс-
плуатации, и в то же время многочисленными - составляют 70-80% запасов цвет-
ных, благородных, редких, радиоактивных и рассеянных металлов магматогенно-
метасоматической генетической группы, включая гидротермальные. Причём не-
которые химические элементы (ртуть, медь, свинец, цинк, молибден, кобальт,
уран, мышьяк, сурьма) имеют исключительно гидротермальный генезис, а другие
добываются на гидротермальных месторождениях совместно с примесями
(вольфрам, олово, висмут, золото, серебро, ниобий, тантал, селен, стронций, кад-
мий, рений, галлий, германий, барий, титан, ванадий, теллур, платина, палладий).
Вместе с тем, некоторые из этих химических элементов обладают высокой гео-
токсичностью:
а) супертоксичные - Нg, Cd, Tl, Be, U, Rn, радионуклиды Sr и др.;
б) высокотоксичные - Pb, Se, Te, As, Sb, B, F, Th, V, Co, Ni, Ru;
в) опасные - Cu, Zn, S, Bi, Ag, Ba, Mo, Os, Pt, Yn, Ge, Sr, W, Al, Li, Mn и
др.;
г) общетоксичные - Ti, Na, K, Ta, Rb, Ca, Si, Nb.
Сложноструктурные гидротермальные месторождения отличаются вулкани-
ческим происхождением, сложной структурой, резкими перепадами устойчивости
массива, чередованием зон разгрузки и избыточного горного давления, расчлене-
нием массива тектоническими разломами, а также мощной толщей коры выветри-
вания в кальдере. Сложные горно-геологические условия требуют предваритель-
ной оценки (не позже, чем на стадии эксплуатационной разведки) степени нару-
шенности массива, выбора наиболее эффективной системы разработки и её опти-
мальных параметров; или, наоборот, изменения физико-механических характери-
стик массива с целью применения в разных блоках унифицированной рациональ-
ной системы разработки; а также разработки мероприятий по поддержанию очи-
стного пространства, погашению пустот, локализации сдвижений, снижению
опорного горного давления, учёта последствий извлечения руды, сохранения и
дальнейшего использования подземных пустот в качестве подземных сооружений
– объектов промышленного, оборонного, сельскохозяйственного, культурологи-
ческого, медицинского назначения, в качестве хранилищ и могильников.
Обладая теоретическими знаниями о мероприятиях по минимизации вредно-
го воздействия горного производства на окружающую среду важно уметь исполь-
зовать эти знания при практическом внедрении мер охраны среды на конкретном
месторождении или его участке. Для оценки же правомерности переноса извест-
ных горнотехнологических решений в новую геологическую среду можно ис-
пользовать принципы подобия, известные в моделировании. А именно:


31
1) Граничные и начальные геологические характеристики массивов должны
совпадать (в первую очередь генезис месторождений).
2) Количественное подобие физико-механических характеристик массивов
пород, т.е. Rсж , Rи , Rр , Е, ё, tрелакс , ?внутр_трения.
3) Одноименные безразмерные параметры должны быть равны.
4) Качественное соответствие характера деформирования и разрушения.

Для качественной и количественной оценки подобия массивов можно ис-
пользовать общий показатель сложности геолого-морфологического строения и
горно-технологических условий добычи руды в эксплуатационном блоке. Этот
показатель зависит от характеристики породного массива с учётом типа рудонос-
ного вулканического сооружения (по Ф.И.Вольфсону [5.7]), уровня дислокацион-
ного метаморфизма (по Г.Ф.Яковлеву [5.8]), от структурного типа месторожде-
ния, от характера контактов рудных и безрудных участков, от характера распре-
деления металла в руде, характера проявления НДС горного массива и, следова-
тельно, от характера горно-технологических условий добычи руды в эксплуата-
ционном блоке) – см. нижеприведённые рисунки.
Итак, показатель сложности геолого-морфологического строения и горно-
технологических условий добычи руды в эксплуатационном блоке можно опреде-
лить по формуле:
?? i
?=
n
где ?i - показатель сложности геолого-морфологического строения и горно-
технологических признаков i-ого геологического разреза по данному эксплуата-
ционному блоку;
n — число геологических разрезов по эксплуатационному блоку.

Показатель сложности геолого-морфологического строения и горно-
технологических признаков зависит от структурного типа месторождения, от ха-
рактера контактов рудных и безрудных участков, от характера распределения ме-
талла в руде, характера проявления НДС горного массива и, следовательно, от ха-
рактера горно-технологических условий добычи руды в эксплуатационном блоке
(в относительных единицах):
?i = ?1 ? 2 ?3 ? 4 ?5

где ?1 – показатель сложности структурного типа эндогенных рудных место-
рождений, учитывающий геологами:
- структуру рудного поля, осложнённую разрывными нарушениями;
- тип рудного месторождения;
- тип рудоносного вулканического сооружения;


Крупные овальные или Рудные поля, приуроченные
изометрические (в плане) к складкам, осложнённым
вулканические купола сло- разрывными нарушениями
женные породами покров-
ной фации, прорванные
вулканическими жерлами и Рудные поля, приурочен-
субвулканическими телами месторождения
ные к складкам, осложнен-
ными разрывными наруше-
Собственно магматические


ниями

Вулканические мульды и
депрессии (без кальдеры
оседания), характеризую- Рудные поля, приуроченные
щихся пологим падением к зонам контактов интру-
слоёв вулканогенно- зивных массивов, ослож-
осадочных пород, прорван- нённых разрывными нару-
ных субвулканическими шениями
Пегматитовые
месторождения


телами


Кальдеры, отличающиеся Рудные поля, приуроченные
проседанием всего вулка- к расслоенным интрузивным
нического сооружения по массивам
кольцевым разломам
месторождения
Карбонатитовые
32


Рудные поля, приуроченные
Линейные вулканические к многофазным интрузив-
сооружения, с характерны- ным массивам кольцевого
ми перемещениями вулка- строения
нических покровов вдоль (центрального типа)
продольных разломов и по-
I. Типы рудных месторождений


перечных нарушений
III. Рудоносные вулканические сооружения
Грейзеновые
месторождения


Рудные поля, приуроченные
к вулканическим сооруже-
Поля развития субвулкани- ниям (купола, депрессии,
ческих интрузивов и корне-
II. Структуры эндогенных рудных полей и месторождений


кальдеры и др.)
вых частей вулканических
аппаратов, с типичными
прерывистыми цепочками
даек вдоль крупных раз-
Скарновые


Рудные поля, приуроченные
месторождения
Характеристика сложноструктурных месторождений


рывных нарушений и в
местах пересечения разло- к полям развития трубок,
мов конструкций возникших в результате про-
рыва газов


Поля трубок взрывов, свя- Рудные поля сложного
занных с вулканическими строения, обусловленного
выбросами и сложенные сочетанием нескольких
месторождения


брекчиями
Гидротермальные


структурных типов


33


Факторы, определяющие сложность горно-геологических условий
I. По типу сложных условий

Гидрогеологические Геомеханические Геодинамические Газодинамические Геотермические


II. По характеристике породного массива


- рыхлые, водонасыщен- - сильно нарушенный трещи- - хрупкие, уда- - выбросоопас- - многолетнемёрзлые
ные, слабосвязные породы; нами и разломами массив; роопасные по- ные породы; и замороженные по-
- крепкие, трещиноватые, - пучащие породы; роды; - газонасыщен- роды;
водообильные породы - высокие напряжения в мас- - большая глу- ные - высокотемператур-
сиве бина разработки ные породы


III. По характеру проявлений сложности условий

Высокий водоприток, Вывалы, обрушения, Горные удары – Внезапные выбросы Образование ореола
прорывы воды, обвод- сдвижения пород, пу- высокие затраты газа, суфляры – вы- оттаивания, пожары,
нённость или затопле- чение почвы – высо- на восстановление сокие затраты на ухудшение санитар-
ние выработок – высо- кие затраты на ре- выработок, ремонт вентиляцию и на но-гигиенических ус-
кие расходы на водоот- монт крепи, восста- крепи и на предо- предохранительные ловий труда – высо-
лив и на предохрани- новление выработок и хранительные ме- мероприятия кие затраты на предо-
тельные мероприятия на предохранитель- роприятия хранительные меро-
ные мероприятия приятия


34


IV. По типу сложных условий

Гидрогеологические Геомеханические Геодинамические Газодинамические Геотермические


V.По характеристике породного массива


- рыхлые, водонасыщен- - сильно нарушенный трещи- - хрупкие, уда- - выбросоопас- - многолетнемёрзлые
ные, слабосвязные породы; нами и разломами массив; роопасные по- ные породы; и замороженные по-
- крепкие, трещиноватые, - пучащие породы; роды; - газонасыщен- роды;
водообильные породы - высокие напряжения в мас- - большая глу- ные - высокотемператур-
сиве бина разработки ные породы


VI. По характеру проявлений сложности условий

Высокий водоприток, Вывалы, обрушения, Горные удары – Внезапные выбросы Образование ореола
прорывы воды, обвод- сдвижения пород, пу- высокие затраты газа, суфляры – вы- оттаивания, пожары,
нённость или затопле- чение почвы – высо- на восстановление сокие затраты на ухудшение санитар-
ние выработок – высо- кие затраты на ре- выработок, ремонт вентиляцию и на но-гигиенических ус-
кие расходы на водоот- монт крепи, восста- крепи и на предо- предохранительные ловий труда – высо-
лив и на предохрани- новление выработок и хранительные ме- мероприятия кие затраты на предо-
тельные мероприятия на предохранитель- роприятия хранительные меро-
ные мероприятия приятия


35


?2 – показатель контактов рудных и безрудных участков:
L i ?i
?2 =
Si
Li - суммарная длина контактов рудных тел с вмещающими породами в
пределах рассматриваемого i-того геологического разреза, замеряется курви-
метром на разрезе, м;
?i - мощность слоя пустых пород, попадающих в руду, или мощность слоя
руды, попадающей в породу при валовой их выемке, м;
Si - площадь i-ого геологического разреза в пределах эксплуатационного
блока, м2;

?3 – показатель распределения металла в руде, определяемый двумя спосо-
бами - на основании подсчёта:
а) или общего коэффициента вариации содержания и мощности слоя ме-
талла в руде (известного в геологии)
2 2
?3 = k c +k m ,
где kc и km – соответственно коэффициенты вариации содержания металла
и вариации мощности рудного пропластка в керне;
б) или комплексного показателя расширенного качества полезного иско-
паемого [5.9]:
? ? ? вредн ?
?? Q пол ? ? ? ?? Q
? i ? ?
? i?
?
? i
? i?
?
? =
3 Z
к
Q пол и Q вредн - количественные значения каждого полезного и вредного
i i
качества (например, содержания в отн. един.);
Zk - ценность конечной продукции;
?i и ?i - значимость, степень влияния рассматриваемого качества на себе-
стоимость добычи и обогащение полезного и вредного качества;

?4 – показатель проявления НДС горного массива, учитывающий (в отно-
сительных единицах):
- коэффициент структурного ослабления прочности пород на одноосное
сжатие (kо), отн. ед.;
- показатель удароопасности (Пу), %;
- коэффициент концентрации напряжений (kк), отн. ед.:
? = k о (1?0,01 П у ) k к
4
?5 – показатель горно-технологических условий добычи руды, учитываю-
щий (в относительных единицах):


36
- способ разработки (подземный, открытый, геотехнологический, комби-
нированный);
- способа вскрытия (стволами, штольнями, траншеями, комбинирован-
но);
- систему разработки;
- вариант управления горным давлением (целики, крепление, разгрузка,
закладка, обрушение, сооружение пространственных опорных конструкций);
- способ проветривания очистных и проходческих выработок (включая
пылеподавление, дегазацию);
- способы борьбы с водопритоком;
- меры по управлению качеством, стабильностью рудной массы.

Понятно, что чем ниже величина показателя сложности (?), тем более тя-
жёлые условия залегания месторождения и тем выше будут расходы на геоло-
горазведку, на управление состоянием горного массива, больше будут величи-
ны потерь и разубоживания при добыче, т.е. возрастает экономический, эколо-
гический ущерб и падает прибыль предприятия.
В условиях конкретного месторождения эксплуатационные блоки каждого
типа можно классифицировать по степени сложности, используя для этого по-
лученные значения показателя сложности геолого-морфологического строения
и горно-технологических признаков ?, например, следующим образом:

Эксплуатационный блок Показатель сложности ?
В высшей степени сложный До 0,01
Весьма сложный 0,01-0,05
Сложный 0,05-0,1
Средней сложности 0,1-0,2

Для каждого блока, на основании аналитических прогнозов и опытно-
промышленных испытаний, можно выбрать наиболее рациональную техноло-
гию ведения валовых или селективных добычных работ, системы разработки,
оптимальные параметры буровзрывных работ, выпуска и доставки, поддержа-
ния подземного пространства, закладки выработанного пространства, меро-
приятий по охране окружающей среды, вариантов последующего использова-
ния подземных пустот и т.п. Показатель сложности может быть также исполь-
зован и для нормирования минимального разубоживания руды Rнорм, соответ-
ствующего применяемой технологии отработки конкретного эксплуатационно-
го блока (чем ниже ?, тем выше и Rнорм).

§ 2. Методология выбора технологии добычи руды
Методология выбора, элементы которой можно использовать для приня-
тия решений по любому техногенному преобразованию недр (добыча руды, уг-
ля, подземное строительство, сооружение хранилищ, могильников…), заклю-
чается в следующем:


37
1) системный анализ последствий добычи руды на различных иерархиче-
ских уровнях:
• региональном – определение свойств и особенностей поведения горного
массива в масштабе района размещения рудника или карьера по всему про-
мышленно-территориальному комплексу, с учётом геодинамики, неотектоники
района, крупных тектонических швов и разломов;
• рудничном – определение свойств горного массива в масштабе пром-
прощадки рудника или карьера, с учётом свойств отдельных пород, расположе-
ния стволов и горизонтов, вскрытия и порядка отработки залежей, системы
подготовительных выработок, сдвижений массива и нарушения поверхности,
зон разгрузки и концентрации палеонапряжений;
• забойном – определение особенностей пород в масштабе очистных бло-
ков и проходческих забоев, с учётом параметров систем разработки, подготов-
ки, нарезки блоков, последовательности очистной выемки и погашения пустот,
проявлений горного давления и прочее.
2) Выбор экономически оптимальных основообразующих технических ре-
шений:
• способа разработки;
• способа вскрытия;
• систем разработки;
• методов управления горным давлением;
3) Анализ существующего технологического процесса:
• определение годовой производительности рудника, блоков;
• определение рациональной нагрузки на забой и блок, с учётом стабиль-
ности качества рудной массы;
• расчет движения пустот;
• оценка размеров выработок, целиков, устойчивости закладки;
• расчет показателей выпуска для систем с обрушением.
4) Оценка подобия массивов и возможностей переноса известных горно-
технологических решений в новую геологическую среду – на основе анализа
показателя сложности геолого-морфологического строения и горно-
технологических условий добычи руды в эксплуатационном блоке, а также ва-
риантов последующего использования подземного пространства.
5) Обоснование предложений по комплексному совершенствованию рабо-
ты горнодобывающего предприятия, повышению качества горных работ, выбо-
ру вариантов последующего использования подземных пустот - на основе гео-
механического и эколого-экономического анализа последствий преобразования
горного массива.

Известная в отдельных элементах методология наполнена автором ком-
плексом конкретных методик (методология – учение о принципах построения,
логической организации, структуре отдельных наук, методах и средствах дея-
тельности, методика – совокупность методов практического выполнения чего-
нибудь) и прикладных компьютерных программ, направленных на обоснование


38
выбора эффективных технологий разработки сложноструктурных месторожде-
ний с последующим использованием подземного пространства – подробнее см.
в монографии1.

Комплекс геомеханического обеспечения безаварийной и производитель-
ной очистной выемки включает:
1) прогноз геомеханических последствий ведения очистных работ в блоке,
выбор рациональных размеров, мест заложения, последовательности и продол-
жительности ведения горных работ на основе построения изолиний полей на-
пряжений, деформаций, сдвижений и подсчёта коэффициента статической ус-
тойчивости выработок;
2) оценку несущей способности, удароопасности рудных целиков (меж-
каскадных и внутриблоковых) и искусственных;
3) выбор достаточного объёма погашения пустот закладкой различного
вида, обоснование возможности изоляции полостей и использования разно-
прочной закладки;
4) разработку мероприятий по предотвращению и локализации обруше-
ний в блоках, включающих сооружение несущих конструкций защитной пото-
лочины, подпорных стенок и объёмной искусственной решетки.

Для облегчения принятия технологических решений автором разработаны
прикладные компьютерные программы:
1. Выбор способа разработки, где рассматриваются варианты добычи руды
открытым, подземным и комбинированным способом, с кучным, подземным
выщелачиванием и с переработкой руды на обогатительной фабрике;
2. Выбор рациональной производительности по забою, блоку на основе
обеспечения стабильности качества разносортной рудной массы;
3. Выбор системы разработки, объёмов и местоположения изолируемых
пустот, вида закладки на основе прогноза сдвижений объектов горной охраны;
4. Выбор системы разработки, размеров выработок, целиков, прочности
закладки, порядка и скорости ведения горных работ на основе прогноза НДС
подработанного массива;
5. Выбор системы разработки, размеров выработок, породных целиков,
прочности искусственных массивов на основе прогноза удароопасности;
6 . Выбор параметров днища камер, режима выпуска для систем разра-
ботки с массовым обрушением на основе прогноза показателей извлечения
рудной массы.

В целом же, авторские и находящиеся в нашем распоряжении прикладные
компьютерные программы, позволяют решать следующие задачи выбора тех-
нологии:
1. Селективная добыча разных сортов руды: раздельная отбойка, доставка
к разным рудоспускам, разделение рудопотоков при откатке...

1
Порцевский А.К. Выбор рациональной технологии добычи руд. Геомеханическая оценка
состояния недр. Использование подземного пространства. Геоэкология.- М.: изд. МГГУ,
2003, 767 с.


39
2. Управление объёмами добычи по забоям и блокам для поддержания
требуемого качества разносортного сырья (осуществляется по компьютерной
программе "Усреднение").
3. Выемка маломощных жильных месторождений слоевыми системами
разработки или вертикальными прирезками по простиранию, при этом исполь-
зуются следующие приемы управления качеством:
- снижение ширины очистного пространства даже за счет перехода на ме-
нее мощную очистную технику (выбор оптимальной ширины очистного про-
странства для системы со шпуровой отбойкой из магазина руды можно осуще-
ствить по разработанной студентом Е.Ю.Безвербным и д.т.н. В.А.Симаковым
компьютерной программе “Магазин”);
- уменьшение разубоживания за счет применения крепления и оптимиза-
ции режима выпуска отбитой руды из камер (режим и параметры выпуска при
камерных системах можно рассчитать по разработанной автором и студентом
С.Ю.Анисимовым компьютерной программе "Выпуск");
- оконтуривание неизвлекаемых породных и забалансовых участков;
- применение двухстадийной селективной выемки;
- использование радиометрической забойной сортировки;
- применение щелевой отбойки...
4. Сортировка руды на разных стадиях разработки: от ручной рудоразбор-
ки до покусковой сортировки на радиометрической обогатительной фабрике.
5. Управление качеством руды при скважинной отбойке сложных рудных
тел:
- оставление в камерах породных прослоев неотбитыми ;
- селективная отбойка сортов руды;
- щелевая отбойка сближенными скважинами...
6. Управление качеством руды при выпуске ее под обрушенными порода-
ми (режимом и параметрами выпуска можно управлять, используя компьютер-
ную программу "Выпуск"):
- опробование руды по дозам выпуска;
- выбор рациональных расстояний между воронками;
- равномерно-последовательный режим выпуска из разных воронок ка-
меры;
- выбор рациональных параметров БВР для регулирования показателями
сыпучести отбитой руды...
7. Управление показателями извлечением руды (предупреждением излиш-
них потерь и разубоживания при добыче):
- использование высокоэффективной нисходящей слоевой выемки с раз-
нопрочной твердеющей закладкой (параметры крепи и закладки можно рассчи-
тать по компьютерным программам “Прочность” и “Устойчивость”);
- своевременное заполнение выработанного пространства закладкой (не-
обходимость погашения пустот, объём и вид закладки можно определить по
компьютерным программам "Сдвижения" и "Объём");
- определение устойчивых обнажений массива, порядка очистной выемки
(можно получить по компьютерной программе "Напряжения");


40
- выбор параметров безопасных обнажений камер и размеров рудных или
искусственных целиков при добыче на больших глубинах в удароопасных по-
родах (можно производить по разработанной к.т.н. М.А.Тлеужановым компью-
терной программе "Удар");
- заблаговременное приведение любого неоднородного горного массива в
равноустойчивое состояние созданием в вертикальной и в горизонтальной
плоскостях несущих конструкций из твердеющей закладки.
8. Заблаговременный выбор оптимального способа отработки месторожде-
ния (подземный или открытый способ, с подземным, кучным выщелачиванием
или обогащением на фабрике) можно осуществить по компьютерной программе
"Способ", разработанной к.т.н. А.И.Мезиным.

Эколого-экономическое моделирование
Эколого-экономическая модель, кроме привычного технико-экономи-
ческого сравнения вариантов технологии по приведённым затратам или по
чистому дисконтированному доходу (см. ниже), включает оценку воздействия
горного производства на окружающую среду и затраты на природоохранные
меры, с учётом знбчимости и исчерпаемости ресурсов отдельных элементов
среды, принципиального доказательства экологической допустимости горных
работ на данном месторождении (суждение о нулевом варианте – см. ниже
природоохранные меры при подсчёте кондиций и запасов). Как известно, к
неисчерпаемым ресурсам относятся: вода, воздух, недра Земли и космические
ресурсы (солнечная радиация, энергия морских приливов и т.п.). Однако каче-
ство воды и воздуха существенно зависят от деятельности человека (антропо-
генный фактор), хотя и обладают большой способностью к самоочищению. К
исчерпаемым ресурсам относятся: флора, фауна, почва, биологическое сырьё и
полезные ископаемые. Поэтому создание научных основ контролинга пред-
приятием и мониторинга2 изменений в окружающей природной среде под дей-
ствием горного производства - является актуальной задачей.
Некоторые задачи контролинга и мониторинга решаются на основе ис-
пользования предлагаемой автором информационной системы (включающей
комплекс прикладных компьютерных программ и комплекс геомеханического
обеспечения очистной выемки) по выбору параметров технологии добычи ру-
ды. Информационная система обеспечивают новый качественный уровень в
сборе, накоплении, обработке информации о различного рода горных и при-
родных объектах при проектировании и оперативном управлении сложных
природно-технологических систем.
Наблюдения за реакцией природной среды составляет основу геофизиче-
ского, геомеханического и биологического мониторинга. К геофизическому
мониторингу относятся определение небиологической реакции среды (эрозия,

2
Контролинг – инструмент управления предприятием для процесса принятия организаци-
онных решений: анализ, подготовка и контроль выполнения. Мониторинг – непрерывное
комплексное наблюдение за объектам, измерение параметров и анализ их функционирова-
ния.


41
климат и т.п.), к геомеханическому – оценка устойчивости горных выработок,
напряжений, сдвижений пород и земной поверхности, к биологическому – оп-
ределение реакции организмов (флоры, фауны) на антропогенное воздействие
человека.
Если раньше охрана окружающей среды предполагала разработку и реали-
зацию мероприятий только защитного характера, то теперь уровень развития
производства требует расширения этого понятия с включением в него и плано-
вого управления природными ресурсами. Подробнее см. в отдельном учебном
пособии3. Результаты воздействия горного производства на окружающую среду
приведены в таблице (см. ниже).

Воздействие горного производства на окружающую среду
Негативные
Элементы Меры защиты и
Воздействие результаты
биосферы управления средой
воздействия
Локальное водопо-
нижение игло-
1.Подземные воды


фильтровыми и
Осушение место- Уменьшение запа- эжекторными уста-
рождений, сброс сов вод, нарушение новками, глубин-
Водный бассейн


сточных и дренаж- гидрологического ными насосами, за-
ных вод режима мораживание водо-
носных пород, про-
ходка в кессоне
Осушение и пере-
2.Поверхност-


нос водоёмов и во- Загрязнение водно-
Очистка вод: от-
ные воды


достоков, сброс го бассейна сточ-
стаивание, внесение
сточных и дренаж- ными и дренажны-
сорбентов
ных вод, водопо- ми водами
требление
Пылеподавление в
Воздушный


Загрязнение (запы- забое, очистка ис-
бассейн


Выбросы в атмо-
ление и загазовыва- ходящей струи в
сферу пыли и газов
ние) атмосферы воздухоотводящем
канале ствола


3
Катков Г.А., Порцевский А.К. Горное искусство и окружающая среда. Учебное пособие. –
М.: МГОУ, 2004, 91 с.


42
Размещение отва-
Деформации земной лов, хвостохрани-
Проведение горных
поверхности, нару- лищ в подземном
выработок, соору-
шение почвенного пространстве,
жение отвалов, хво-
покрова, сокраще- включение в закла-
Почва

стохранилищ,
ние площадей сель- дочную смесь. Пе-
строительство зда-
скохозяйственных ренос производст-
ний, сооружений,
угодий, загрязнение венных помещений
дорог
почвы, эрозия в подземные выра-
ботки
Ухудшение условий
обитания, миграция
и сокращение чис-
Строительство зда- ленности, видов
Флора и фауна


ний, сооружений, живых организмов, Переход к щадящим
дорог, вырубка ле- снижение урожай- физико-химическим
сов, загрязнение ности сельскохо- геотехнологическим
почвы, воды, возду- зяйственных уго- способам добычи
ха, шум дий, продуктивно-
сти животноводст-
ва, рыбного и лес-
ного хозяйства
Геомеханическое
обеспечение устой-
Проведение горных чивости выработок,
Изменение напря-
выработок, извле- тампонаж, инъекти-
жённо-
чение полезных ис- рование пород, кре-
деформированного
копаемых, осуше- пление выработок и
состояния массива,
ние и затем обвод- сооружение опор-
снижение качества
нение месторожде- ных пространствен-
Недра


полезных ископае-
ний, возгорание по- но-
мых, ценности ме-
лезных ископаемых ориентированных
сторождения, за-
и пород, захороне- конструкций. Вы-
грязнение недр,
ние вредных ве- бор оптимальных
сдвижение и обру-
ществ, сброс сточ- технологий добычи
шение
ных вод с минимальными
потерями и разубо-
живанием руды


К известным мероприятиям по рациональному использованию минераль-
ных ресурсов можно добавить мероприятия по геомеханическому обеспечению
устойчивости горных выработок, снижению опорного горного давления, сдви-
жений пород, разгрузке вывало- и удароопасных участков массива, приведению


43
неоднородных дифференцированных участков и зон массива в равноустойчи-
вое состояние (см. ниже табл.).
Мероприятия по рациональному использованию
минеральных ресурсов и охране недр
Группа
меро- Задачи Решения
приятия
Выбор оптимальных способов отработки ме-
сторождения, схем вскрытия и систем разра-
Предотвращение по-
ботки, щадящей отбойки, способов управле-
терь, снижения ка-
ния горным давлением, механизации горных
чества сырья, интен-
Технологические


работ, транспорта горной массы, вариантов
сивности разруше-
закладки выработанного пространства, со-
ния массива
оружения опорных конструкций, дальнейше-
го использования подземного пространства
Повышение эффек- Замена устаревшей техники и технологии до-
тивности освоения бычи и переработки руды, снижение выбро-
недр, снижение не- сов вредных веществ, вторичное использова-
гативного воздейст- ние подземных пустот, оборотной воды, по-
вия на окружающую род из отвалов, хвостохранилищ
среду
Охрана некондици- Оставление целиков, щадящие способы про-
онных запасов в не- ходки выработок с локальным водопониже-
Защитно-профилактические


драх, водоносных нием, применение закладки, изменение
горизонтов, объек- свойств горных пород и их упрочнение –
тов на поверхности тампонажем, инъектированием
Снижение размеров Устройство защитных завес, водоотводящих
депрессионных во- дренажных систем вокруг месторождения,
ронок, сохранение особенно вблизи зон обрушения, организация
качества грунтовых альтернативного водоснабжения в районах
вод развития депрессионных воронок
Предотвращение поступления кислорода в
Предотвращение
самовозгораемую руду герметизацией выра-
возникновения по-
боток, заиливание магазина руды и зон об-
жаров
рушения, внесение закладочного раствора
Устройство зелёных санитарных зон вокруг
Экологические


предприятий, хвостохранилищ, рекультива-
Обеспечение качест- ция нарушенных земель и консервация недр,
ва природной среды предотвращение водной и ветровой эрозии,
оползней на отвалах, очистка шахтных вод на
полях орошения


44
Выбор оптимальной технологии добычи и
переработки руды, вариантов дальнейшего
Организационные использования подземного пространства.
Планирование использования всего перечня
Организация ком-
добываемого сырья в регионе, его глубокой
плексного использо-
переработки, очистки отходов и вторичного
вания недр и мине-
их использования в закладке, на строительст-
ральных ресурсов
ве. Повышение квалификации специалистов,
геофизический, геомеханический и биологи-
ческий мониторинг состояния природной
среды

Сложные горно-геологические условия требуют предварительной оценки
(не позже, чем на стадии эксплуатационной разведки) степени нарушенности
массива, выбора наиболее эффективной системы разработки и её оптимальных
параметров; или, наоборот, изменения физико-механических характеристик
массива с целью применения в разных блоках унифицированной рациональной
системы разработки; а также разработки мероприятий по поддержанию очист-
ного пространства, погашению пустот, локализации сдвижений, снижению
опорного горного давления, учёта последствий извлечения руды, сохранения и
дальнейшего использования подземных пустот в качестве подземных сооруже-
ний – объектов промышленного, оборонного, сельскохозяйственного, культу-
рологического, медицинского назначения, в качестве хранилищ и могильников.


Наиболее полное использование минеральных ресурсов означает следую-
щее:
1. В сфере производства минерального сырья – это комплексное освоение
сырьевых регионов, оптимизация плановых потерь при добыче и переработке,
использование всех содержащих в сырье полезных компонентов, утилизация
вмещающих пород и отходов производства, пересмотр кондиций и вовлечение
в эксплуатацию забалансовой руды на основе новых технологических решений,
например, физико-химической геотехнологии.
2. В сфере потребления минерального сырья – это снижение расхода и
потерь сырья за счёт применения более совершенных технологий, использова-
ния вторичного сырья и отходов, замена минерального сырья искусственными
материалами и т.д.
Общие направления дальнейшего использования подземного пространства
на действующих и закрытых рудниках следующие:
а) в промышленных целях: заводы и лаборатории, энергетические уста-
новки, обогатительные фабрики, ёмкости-перколяторы…
б) в сельскохозяйственных целях: хранилища пищевых запасов (по анало-
гии с предприятием «Эталон», объёмом 60 тыс. м3 , расположенном на закры-
том участке гипсового рудника под Новомосковском), силосные ямы, выращи-
вание грибов (вешенка, шампиньоны)…


45
в) в оборонных целях: заводы, укрытия для людей и техники, пусковые ра-
кетные установки, аэродромы…
г) хранилища и могильники:
- хранилища нефти, газа и других стратегических запасов, резервуары
для забалансовой руды и хвостов обогащения;
- могильники бытовых, токсичных, химических и радиоактивных отхо-
дов;
д) в культурологических целях: подземные торговые и бизнес центры, га-
ражи, убежища, музеи, транспортные магистрали, инженерные коммуника-
ции…
е) в медицинских целях: гала-спелео-терапия в солях, радоновые ванны…

Оценка экологических последствий освоения месторождения, согласно
нормативно-правовым актам Российской Федерации, – важная часть его геоло-
го-экономической оценки. В составе проекта освоения месторождения есть раз-
дел – оценка воздействия на окружающую среду (ОВОС) и природоохранные
мероприятия.

Виды экологического воздействия:
1. Газо-аэрозольное и пылевое воздействие
2. Гидродинамическое воздействие (водоотлив и водозабор, профильтро-
ванные потери хвостохранилищ и т.п.).
3. Гидрохимическое воздействие (загрязнение промышленными стоками
поверхностных и подземных вод).
4. Механическое воздействие (нарушение целостности и физических
свойств почвы и горного массива в целом, сооружение отвалов).
5. Радиационное воздействие.
6. Химическое воздействие (загрязнение земной поверхности рудами и
пустыми породами, твёрдыми хвостами и т.п.).
7. Шумовое и сейсмическое воздействие.
8. Тепловое воздействие.
9. Отчуждение и изъятие земель.
10. Изъятие ресурсов недр (добычные работы, водозабор).
11. Нарушение природного ландшафта.

Существуют нормативы охранных зон природных объектов и качественная
оценка опасности воздействия по времени релаксации. Объекты вероятного
ущерба оценивают с учётом их исходного фонового экологического состояния -
суммарный показатель экологического состояния (ПЭК) максимально может
иметь пять баллов. Границы природных объектов вероятного ущерба выделяют
на карте, негативные факторы соотносят с известными экологическими кри-
териями (см. ниже табл.).


46


Таблица
Оценки критерия экологического состояния территории
Потери
Качественные признаки состояния Уровень
качества,
природной среды (категория)
балл
Отсутствие признаков: угнетение естественных и
антропогенных биоценозов, нарушение комфортно- Условно
1
сти жизнеобеспеченности человека, нарушение при- нулевой
родных сфер и их функционального равновесия
Заметное угнетение биоценозов, природная среда в
целом удовлетворительна для существования чело-
низкий 2
века, признаки нарушений отдельных природных
сфер обратимого характера
Природные биоценозы сильно угнетены, производ-
ство пищевой продукции неэффективно из-за низко-
го качества и низкого плодородия почв, признаки
средний 3
ухудшения здоровья населения из-за неблагоприят-
ных условий окружающей среды, природная среда
не справляется с деградационными нагрузками
Невозможность длительного существования искус-
ственных насаждений, противопоказанность исполь-
зования земель для производства продовольственной
продукции, существенная деградация населения по высокий 4
состоянию здоровья, необратимые изменения при-
родных сфер, исключающие самовосстановление
природной среды
Биопродуктивность земель нулевая, прямой контакт
с природной средой опасен для здоровья и сущест-
катастрофи-
вования человека, природные сферы необратимо на- 5
ческий
рушены и не могут выполнять своих природных
функций

Эколого-экономическая оценка освоения месторождения
При предпроектных работах необходимо решить две эколого-
экономические задачи: а) оценить удорожание типовых геологоразведочных,
добычных работ, вызванное необходимостью информационного обеспечения
прогнозной оценки экологического и эколого-экономического ущерба освоения
месторождения; б) оценить эколого-экономический ущерб освоения рудного
месторождения.
В экологическом разделе проекта необходимо предусмотреть затраты не
только на реализацию природоохранных мер самих горных работ, но и на эко-
логические исследования для получения информационного обеспечения и


47
оценки прогнозных эколого-экономических последствий освоения рудных ме-
сторождений с учётом наличия информации о состоянии месторождения; объ-
ема дополнительных камеральных и натурных исследований для обоснования
потенциальных источников, видов, индикаторов воздействия, объектов ущер-
ба, т.е. для определения предполагаемых характеристик воздействия на окру-
жающую среду и их последствий в физическом выражении.
Прогнозную оценку эколого-экономического ущерба производят в соот-
ветствии с указаниями Государственного Комитета по Запасам (ГКЗ) после оп-
ределения экологических последствий освоения месторождения в физическом
выражении и отклонения нулевого варианта.
Вероятный эколого-экономический ущерб освоения рудного месторожде-
ния представляет денежную сумму, включающую затраты на природоохранные
меры, плату за отходы и ущерб объектам окружающей среды. В общем случае
оценивают потенциальный, предотвращаемый и остаточный ущербы. Потенци-
альный ущерб - это теоретический ущерб при отсутствии природоохранных
мер. Предотвращаемый ущерб - недопущенный или существенно уменьшенный
в процессе производства потенциальный ущерб благодаря применению превен-
тивных или ограничивающих природоохранных мер. Остаточный ущерб - ре-
альный непредотвращенный ущерб, оставшийся после завершения производст-
ва, ликвидация которого связана с применением реабилитационных природо-
охранных мер.
По возможности оценку эколого-экономического ущерба необходимо оп-
ределять в физическом выражении, при нецелесообразности применения коли-
чественных методов ущерб оценивают качественно, по аналогии, с привлече-
нием соображений, учитывающих местные условия. Количественные методы
оценки величины предотвращаемого ущерба от загрязнения основаны на вели-
чинах сокращаемых природоохранными мерами выбросах в атмосферу и воду,
а также на учёте уменьшения площади загрязненных и нарушенных земель.
Укрупненная оценка потенциального ущерба включает платы за отходы и
за ущерб природным и антропогенным ресурсам на основе нормативов и коэф-
фициентов индексации платы, установленных Минэкономики РФ. Прогнозная
оценка предотвращаемого и остаточного ущербов может производиться по ана-
логии, позволяющей обосновать конкретные затраты на природоохранные ме-
ры, связанные со строительством и обслуживанием природоохранных объек-
тов, усовершенствованием технологии работ, рекультивацией территории и
недр. Исходные данные для таких оценок можно найти в материалах проект-
ных и научно-исследовательских институтов, документах рудников, ГОКов,
горно-металлургических (ГМК) и горно-химических комбинатов, природо-
охранных организаций, в опубликованной литературе.

Итак, методологические принципы организации выбора оптимальных тех-
нологий освоения сложноструктурных месторождений с последующим исполь-
зованием подземного пространства базируются на поэтапном геомеханиче-
ском анализе последствий извлечения руды и последующего использования
подземного пространства (величин горного давления, сдвижений и деформаций


48
объектов горной охраны, зон концентрации напряжений и разгрузки, обруше-
ний пород, продолжительности устойчивого состояния полостей), а также на
эколого-экономическом анализе эффективности предлагаемых технологиче-
ских и природоохранных мер. Компьютерным моделированием различных ва-
риантов организации подземной разработки оптимизируются: устойчивые раз-
меры выработок и целиков, вид и объём закладки, последовательность ведения
горных работ и схема ликвидации пустот на руднике, необходимые для стаби-
лизации качества объёмы добычи разносортной руды по блокам и забоям, схе-
ма выпуска отбитой руды; подсчитывается величина текущего экономического
эффекта с учётом ущерба от потерь и разубоживания.

§ 3. Технологии последующего использования пустот

Использование ресурсов недр должно сейчас и в будущем предполагать не
только собственно извлечение полезного ископаемого, но и преобразование
недр в новый источник георесурсов в интересах дальнейшего устойчивого об-
щественного развития. Решение этой двойной задачи – использование недр и их
сохранение как видоизменяемого георесурса жизнеобеспечения общества –
составляет современное идейное содержание горных наук, комплексного ос-
воения недр4. Активно развиваемое перспективное научное направление в со-
ставе комплексного освоения недр (освоение подземного пространства) пони-
мается сегодня узкотрадиционно: лишь как использование природных и техно-
генных полостей. В более широком смысле сохранение недр подразумевает
процесс управления состоянием недр и изменения их функционального назна-
чения, чтобы получить восполняемый георесурс.
Основными преимуществами подземного пространства являются его неза-
висимость от сезонных ритмов, защита от вредителей и возможность контроля
окружающей среды.
Насколько широка перспектива использования недр только на рудниках и
шахтах можно оценить по нижеприведённой карте России основных месторо-
ждений негорючих полезных ископаемых и плотность сельского населения
(чем гуще цвет, тем выше плотность). Известно, что в настоящее время 80%
зерновых хранится там, где производится. В этих условиях на них воздейству-
ют дождь, избыточная влажность, тепло, холод, насекомые, плесень, бактерии,
грибки, птицы; они подвержены прорастанию, прогорклости, перезреванию…


4
Горные науки. Освоение и сохранение недр Земли. Под ред. К.Н.Трубецкого. - М.: изд.
Академии горных наук, 1997, 478 с.


49


50


Одним из наиболее перспективных направлений использования подземно-
го пространства является применение сухих и проветриваемых помещений под
хранилища пищевых запасов, ведь известно, что огромная часть выращенного
урожая ежегодно теряется из-за недостаточности объёмов зерно- и овощехра-
нилищ.
Известны многочисленные примеры эффективной и безопасной утилиза-
ции техногенных подземных пространств (выработок). Международная Тон-
нельная Ассоциация, в лице своей рабочей группы по планировке подземных
пустот по назначению, подразделяет утилизируемые техногенные подзем-
ные пространства на пять основных групп: а) музеи горного дела; б) объекты
социально-бытового назначения (офисы, товарные базы, производственные по-
мещения, клиники); в) хранилища долгосрочного резерва, можно использовать
и для выращивания грибов, лекарственных растений; г) захоронения промыш-
ленных отходов, в том числе «могильники» для радиоактивных отходов; д) на-
учно-исследовательские лаборатории и экспериментальные установки, включая
подземные атомные электростанции.
Известна классификация повторно используемых подземных сооружений
по новому функциональному назначению А.В.Корчака:
1. Энергетика – подземные АЭС, ГАЭС, хранилища нефтепродуктов, га-
зоконденсата, станции теплоснабжения, аккумуляторы энергии.
2. Промышленность – заводы точных производств и электронного обору-
дования, хранилища промтоваров, мастерские, заводы по производству строй-
материалов, очистке сточных вод, утилизации и переработке бытовых и про-
мышленных отходов.
3. Экология – хранилища обогатительных фабрик, хозяйственно-бытовых
отходов, захоронение радиоактивных, химически и биологически вредных от-
ходов, пород отвалов и терриконов, складирование неэкономичного в настоя-
щее время сырья.
4. Социальная сфера – научные и лечебные центры, торговые комплексы,
архивы, библиотеки, спортсооружения, резервуары для хранения воды, разме-
щение объектов гражданской обороны.
5. Аграрный сектор – овощеводство, выращивание грибов, цветоводство
и садоводство, разведение рыбы, холодильники, хранилища пищевых продук-
тов.

При этом используются в новом функциональном качестве следующие
подземные горные выработки:
1. Вертикальные стволы – элементы АЭС, ГАЭС, хранилища нефти и газа,
технологический подход к другим подземным объектам
2. Штольни, камеры околоствольных дворов, капитальные горные выра-
ботки:
а) объекты промышленного назначения – заводы, склады;
б) объекты аграрного назначения – цветоводство, овощеводство, грибы,
рыба, хранилища продуктов, холодильники;
в) объекты социальной сферы – архивы, хранилища, лечебные центры,


51


объекты ГО;
г) экологического назначения – хранилища отходов;
д) подземные станции теплоснабжения, аккумуляции энергии.
3. Подготовительные выработки – размещение отвалов, отходов.
4. Очистные выработки – размещение отвалов.

Также известна классификация основных направлений использования под-
земного пространства В.А.Умнова:
1. В горном деле
а) разрушение, извлечение и хранение в массиве полезных ископаемых;
б) перемещение людей, транспорт, подъём;
в) складские помещения;
г) помещения бытового назначения.
2. В городском строительстве
а) гаражи и автостоянки;
б) пешеходные и транспортные тоннели;
в) предприятия торговли и общественного питания;
г) коммунально-бытового обслуживания и связи;
д) объекты складского хозяйства, хранилища продуктов и предметов
различного назначения;
е) культурные, спортивные, административные и промышленные со-
оружения;
ж) хранилища документации, культурных и финансовых ценностей;
з) хилые помещения и гостиницы.
3. В энергетике и нефтегазовой отрасли
а) подземные электростанции;
б) подземные аккумуляторы энергии;
в) хранилища для сжиженных газов и нефтепродуктов.
4. В аграрном секторе
а) холодильники;
б) фрукто-, овоще-, зернохранилища;
в) теплицы, оранжереи, грибницы;
г) винные заводы и винохранилища;
д) рыбные хозяйства.
5. На транспорте, тоннели
а) железнодорожные;
б) автомобильные;
в) метрополитена;
г) судоходные.
6. В оборонной промышленности и военном деле
а) заводы и фабрики;
б) военные объекты;
в) сооружения гражданской обороны.
7. В науке – научно-исследовательские лаборатории.
8. В медицине – лечебницы.
9. В других отраслях


52


а) хранилища радиоактивных, токсичных и иных отходов;
б) хранилища неиспаряемых водных ресурсов;
в) экологически вредные или опасные объекты;
г) промышленные объекты;
д) складские хозяйства.

Другой вариант классификации осваиваемых пустот, авторский, приведён
в таблице (см. ниже). Как видно из этой классификации, главное значение в вы-
боре варианта использования пустот имеет геомеханический аспект обосно-
вания их устойчивости.

Классификация осваиваемых подземных пустот
1. По назначению
а) промышленные: заводы и лаборатории, энергетические установки, обога-
тительные фабрики, ёмкости-перколяторы7…
б) сельскохозяйственные: хранилища пищевых запасов, силосные ямы, вы-
ращивание грибов (вешенка, шампиньоны), разведение форели …
в) оборонные: заводы, укрытия для людей и техники, пусковые ракетные ус-
тановки, аэродромы…
г) хранилища и могильники:
- хранилища нефти, газа и других стратегических запасов, резервуары
для забалансовой руды и хвостов обогащения;
- могильники бытовых, токсичных, химических и радиоактивных отхо-
дов;
д) культурологические: подземные торговые и бизнес центры, гаражи, убе-
жища, музеи, транспортные магистрали, инженерные коммуникации…
е) медицинские: гала-спелео-терапия в солях, радоновые ванны…
2. По продолжительности использования пустот
а) долговременные, более 50 лет;
б) средней продолжительности, 20-50 лет;
в) малой продолжительности, менее 20 лет.
3. По значимости
(по аналогии с категориями охраны горных выработок
и поверхностных сооружений)
а) высшая категория охраны, не допускает никаких деформаций полости;
б) средняя, допускает малые деформации стенок, кровли и почвы полости ;
в) малая, допускает деформации.


7
Перколяция – просачивание раствора через значительный слой раздробленной руды, ис-
пользуется при кучном выщелачивании и при обогащении при скорости просачивания от 2
до 8 см/час. Перколяторы – специальные чаны с подающим рабочий раствор и отводящим
продуктивный раствор трубопроводом.


53


4. По местоположению
а) в городских условиях, например, катакомбы;
б) в сельской местности, например, естественные пещеры;
в) на заброшенных шахтах и рудниках;
г) на действующих шахтах и рудниках.
5. По технологии поддержания устойчивости пустот
а) естественное поддержание;
б) полости, постоянно заполненные материалом (хранилища, могильники,
перколяторы);
в) крепление кровли, стенок и почвы полости;
г) управление несущей способностью горного массива:
разгрузка напряжённых зон массива, инъектирование вяжущими растворами
слабых зон, сооружение пространственно-ориентированных опорных конст-
рукций, заполнение неиспользуемых пустот обрушением пород или искусст-
венными материалами (сухая, гидравлическая или твердеющая закладка, поро-
ды из отвалов, хвосты…).
6. По масштабности, разветвлённости и глубине расположения
а) малые пустоты с широкой разветвлённостью на небольшой глубине;
б) средних и больших размеров пустоты, изолированные друг от друга, на
средней глубине;
в) средних и больших размеров пустоты, никак не связанные друг с другом,
на большой глубине.

Какие бы наземные конструкции не возводились человеком, в том числе
защитные, их прочность не может сравниться с прочностью, защитными свой-
ствами скальных пород. В среднем предел прочности пород на растяжение в
1,5-2 раза, а на сжатие в 4-5 раз превышает аналогичные характеристики для
бетона.
Размещение под землёй некоторых производств обеспечивает им не только
защиту, но и постоянство производственно-комфортабельных условий: темпе-
ратуры, влажности, запылённости, отсутствия внешних шумов и вибраций…
Эти качества особенно целесообразны для высокоточных производств, высоких
технологий. Мировой опыт по подземным заводам свидетельствует, что здесь
на 18-20% выше не только качество продукции, но и производительность тру-
да.
Рассмотрим возможные инженерные методы подготовки массива к по-
вторному использованию недр:
1. Длительное или временное изменение физико-механических свойств
породного массива:
а) замораживание;
б) кессон;
в) водопонижение;


54


г) тампонирование;
д) инъектирование.
2. Возведение временных или постоянных строительных конструкций:
а) шпунтовые сооружения;
б) опускные сооружения;
в) «стена в грунте»
г) авторские опорные конструкции типа «этажерка» и «шатёр».
3. Изменение НДС массива.
а) активная разгрузка с последующим упрочнением;
б) разгрузка скважинами, щелями, камуфлетным взрыванием;
в) уплотнение пород взрывом;
г) жёсткие и податливые естественные и искусственные целики;
д) анкерное крепление;
е) крепь регулируемого сопротивления (податливая);
ж) инъекционная крепь.

В монографии автора приведён комплекс инженерных методов расчёта па-
раметров устойчивости обнажений искусственного и породного массивов, ис-
кусственных полостей в целом, напряжений, деформаций и сдвижений во вме-
щающем массиве пород, разработаны конструкции опорных сооружений с рас-
чётом типовых элементов. Все эти наработки могут быть использованы для
оценки размеров подземных сооружений и продолжительности устойчивого их
состояния.
При этом алгоритм проектирования повторного использования пустот мо-
жет основываться на следующих методиках:
1) методика оценки фактического состояния массива горных пород, его
свойств;
2) методика определения геометрических параметров горных выработок и
прогноза НДС горного массива;
3) методика прогноза сдвижений в массиве;
4) методика определения тепловых, влажностных, вентиляционных, све-
товых, фильтрационных характеристик массива;
5) методика экономической оценки эффективности повторного использо-
вания;
6) методики экологической и социальной оценки целесообразности ис-
пользования пустот.


55

§ 3. Выбор системы разработки

Большинство рудных месторождений можно отрабатывать несколькими
системами разработки, но найти оптимальную со всех точек зрения систему -
это сложная задача сравнения конкурентноспособных вариантов, при этом не-
обходимо использовать знания новейших достижений науки, техники и техно-
логии разработки месторождений полезных ископаемых, современных требо-
ваниях к открытой экономике и научной организации производства.
В зависимости от систем разработки возникают разные возможности для
использования балансовых и забалансовых запасов месторождения. Так, при
системах с обрушением хуже используются балансовые запасы, но имеется
больше реальных возможностей для вовлечения в эксплуатацию бедных и заба-
лансовых руд, чем при системах с закладкой, при которых затраты на добычу
на 2-3 у.е/т больше, чем при системах с обрушением.
Прежде всего, система разработки должна обеспечивать необходимую
безопасность и нормальные условия труда горнорабочих. Согласно фактиче-
ским данным рудников наиболее безопасными являются системы этажного и
подэтажного обрушения, подэтажных штреков и ортов, а горизонтальные слои
с закладкой и слоевое обрушение являются в 5-10 раз более опасными.
При каждой системе разработки предварительно определяют оптимальные
для рассматриваемых горно-геологических условий технико-экономические
показатели, например, показатели потерь и разубоживания.
В подавляющем большинстве случаев необходимо обосновать расстояние
между выпускными выработками, которые обычно изменяются от 4,5 м - на
шахтах Кривого Рога до 10-12 м - на рудниках Урала и КМА. Обычно обосно-
вание производят, исходя из условий обеспечения минимума затрат на проход-
ку подготовительно-нарезных выработок, на их крепление и поддержание, а
также минимума ущерба от потерь и разубоживания.
При увеличении скорости отработки камер их устойчивые пролёты также
увеличиваются. Так, по данным М.Н.Слепцова при повышении скорости вдвое
устойчивый пролёт увеличивается в 2 , а в общем случае
L = Lбаз * N , м
где Lбаз и L – пролёты при базовом варианте интенсивности и новом вари-
анте, позволяющем повысит интенсивность отработки камеры в N раз.

Расчёт параметров системы разработки заключается в следующем:
1. Выбор системы разработки (на основе геологических, технологических
и экономических соображений).
2. Обоснование конструктивных элементов выбранного варианта системы
(размеров выработок и целиков, механизации и организации процессов).
3. Подсчёт объёмов и стоимости проведения подготовительных и нарезных
работ.
4. Расчёт очистных работ в блоке (расчёты ведутся по всем процессам, по-
следовательность работ представляется в циклограмме).
5. Расчёт показателей потерь и разубоживания по блоку (участку).


56

6. Составление калькуляции себестоимости добычи рудной массы в очист-
ном блоке.

Остановимся подробнее на технико-экономическом сравнении вариантов
технологии отработки месторождения, ведь именно по максимальной прибыли
предприятия можно определить наиболее экономичный вариант технического
или технологического решения.
Экономические расчёты в общем виде включают:
- определение инвестиционных затрат на строительство предприятия и разме-
ра производственных фондов на момент сдачи предприятия в эксплуатацию;
- расчёт эксплуатационных затрат на 1 т добытой рудной массы;
- определение удельных инвестиционных затрат на 1 т добытой рудной мас-
сы;
- расчёт себестоимости продукции, прибыли, уровня рентабельности произ-
водства;
- расчёт по обоснованию технико-экономических показателей работы пред-
приятия;
- определение экономической эффективности технических решений специ-
альной части проекта;
- сравнение технико-экономических показателей (результатов, полученных
при проектировании, с реальными проектами новых предприятий, с сущест-
вующим рудником, по которому ведётся проектирование, с лучшими пред-
приятиями отрасли и т.п.).

В современном технико-экономическом сравнении любых вариантов за
рубежом, да и у нас используются показатели эффективности инвестиционных
проектов: чистый дисконтированный доход NPV, индекс доходности PI и срок
окупаемости инвестиций tок.

Именно в этом разделе проекта, “Системы разработки”, можно оконча-
тельно проверить обоснованность принятых ранее предварительных решений
по технологии добычи руды и представить предложения по повышению эффек-
тивности работы предприятия (такого рода работа сходна с финансовым ауди-
том деятельности коммерческой фирмы и может быть названа горно-
технологическим аудитом1).
В общем случае, составляющие части такого аудита могут быть следую-
щими:
1) Выбор экономически оптимальных основообразующих технических
решений:
- способа разработки;
- способа вскрытия;
- систем разработки;
- методов управления горным давлением;

1
В годы «Великой Депрессии» в США именно аудиторские компании не только не умень-
шили свои объёмы работ, но и увеличили их – ведь многим фирмам потребовались рекомен-
дации по уменьшению расходов и сохранению клиентов, партнеров.


57

2) Анализ существующего технологического процесса:
- определение годовой производительности рудника, блоков;
- определение рациональной нагрузки на забой, блок;
- расчёт движения пустот;
- оценка размеров выработок, целиков, устойчивости закладки;
- расчёт показателей выпуска для систем с обрушением.
3) Обоснование предложений по комплексному совершенствованию рабо-
ты горнодобывающего предприятия.

Методика выбора систем подземной разработки
рудных месторождений

Выбор оптимальной системы разработки - это самый ответственный шаг
при проектировании будущей добычи руды. От системы разработки зависят все
экономические показатели работы рудника (затраты по системе достигают 60%
всех общерудничных затрат), безопасность труда горнорабочих, применение
определенного горного оборудования.
Каждую систему можно применять только в определенных горно-
геологических условиях, на выбор системы разработки наиболее существенное
влияние оказывают - мощность рудного тела, угол падения, устойчивость руды
и вмещающих пород - это постоянные факторы; другие факторы, переменные,
к ним относятся - размеры рудного тела по простиранию и падению, морфоло-
гия тела, ценность руды, характер распределения в ней металла, глубина разра-
ботки, склонность руды к слёживанию, окислению и возгоранию, гидрогеоло-
гические условия, необходимость сохранения земной поверхности. Учёт этих
факторов позволяет уточнить и конкретизировать выбор системы разработки,
добавить некие детали, элементы в технологию добычи.
Учёт влияния мощности и угла падения рудного тела позволяет изъять из
дальнейшего рассмотрения целые классы систем разработки. Устойчивость ру-
ды и пород также определяет класс системы - с открытым очистным простран-
ством или с обрушением, закладкой...
При добыче ценных руд применяют системы с высокой полнотой извле-
чения, хотя и более дорогих, а при выемке малоценных руд стараются приме-
нять системы с низкой себестоимостью, допускающие высокие потери и разу-
боживание. Сложность морфологии и характер распределения в руде металла
практически не создают затруднений при разработке месторождения слоевыми
системами. Глубина разработки и необходимость сохранения земной поверхно-
сти определяют повышенные требования к размерам очистного пространства, к
погашению выработанного пространства и к управлению горным давлением.
Сильная обводненность налегающих пород вынуждает отказаться от систем
разработки, нарушающих водоупорный слой в кровле, или даже вынуждает ос-
тавлять рудные водоупорные целики в потолочине (так работают на Новомос-
ковском гипсовом месторождении).
Прочие факторы - степень разведанности месторождения, наличие дешё-
вых крепёжных и закладочных материалов вблизи рудника и др. - оказывают
косвенное влияние на выбор системы разработки.


58


Последовательность выбора системы разработки методом исключений

1. Отбирают возможные классы систем разработки (см. табл.1), описывая
характеристики постоянных и переменных факторов.
2. Из возможных систем разработки выбирают две-три наиболее эффек-
тивные с технологической точки зрения (потери, разубоживание, производи-
тельность труда, необходимость в закладке).
3. Производят технико-экономическое сравнение двух-трех систем разра-
ботки по укрупненным показателям.

Пример. Определить вероятную систему разработки месторождения,
представленного залежью вкрапленных руд с содержанием серы 10%. Суль-
фидные минералы легко окисляются. Руды очень устойчивы, а вмещающие по-
роды неустойчивы. Контуры рудной залежи неправильные, контакт между ру-
дами и вмещающими породами четкий. Мощность залежи 2 м, угол падения
50о, глубина залегания - до 300 м. Ценность руды средняя, распределение сор-
тов руд неправильное: богатые руды перемежаются с бедными рудами и пустой
породой.
Составим таблицу (см. ниже табл. 1) с перечислением факторов и их ха-
рактеристикой.

Таблица 1
Выбор систем разработки по горно-геологическим факторам
Характеристика Возможные классы
Наименование фактора
фактора систем разработки
Постоянные
I, III, IV, V, VII
о
Угол падения 50 (кроме систем с
самообрушением)
Мощность рудной залежи 2м I, III, IV, V
Устойчивость:
- руды очень устойчивая III, V, VI
- пород неустойчивые
Переменные
I , III, IV, V
Контур тела, неправильный контур,
(кроме подэтажной
контакт с породой четкий контакт
отбойки)
богатая руда перемежает- I-V
Распределение металла в
ся с бедной рудой и по- (с забойной
рудной залежи
родой сортировкой)
содержание серы 10%,
Минералогический и хи- I - IV
сульфидные минералы
мический состав руды I, III - V
легко окисляются
Возможность нарушения
ограничений нет I - VII
земной поверхности


59

Глубина разработки до 300 м I - VII
Наличие водоупорного
нет I - VII
слоя в кровле

Из дальнейшего рассмотрения исключаем некоторые классы систем раз-
работки.
Ввиду неустойчивости вмещающих пород не рекомендуется применение
следующих классов систем разработки: с непогашенным выработанным про-
странством, с магазинированием, с креплением, т.е. без закладки.
Из-за высокой устойчивости руды не рекомендуется применение систем с
обрушением руды: слоевого, этажного и подэтажного обрушения, самообруше-
ния...
Угол падения позволяет исключить системы с магазинированием руды в
очистном пространстве.
Небольшая мощность и неправильный контур рудного тела определяет
нецелесообразность применения систем разработки с магазинированием, с об-
рушением руды и пород.
Содержание серы не оказывает влияния на выбор системы разработки, но
склонность руды к окислению исключает применение систем с магазинирова-
нием руды, с обрушением руды и вмещающих пород.
Незначительная глубина залегания и неправильное распределение сортов
руды не оказывают влияния на выбор системы разработки, но при малой мощ-
ности залежи затруднительна селективная выемка.
Из таблицы 1 видно, что пригодными для разработки являются системы
III и V классов: а) система разработки горизонтальными слоями с закладкой
блоками по простиранию; б) система разработки длинными блоками по прости-
ранию с креплением рамами и закладкой с восходящей выемкой слоев.
Обе системы равноценны по уровню потерь и разубоживания, поэтому
предпочтение следует отдать системе III класса как менее трудоемкой и более
экономичной. Окончательное решение следует принимать в результате техни-
ко-экономического сравнения этих систем.

Упрощенный учёт инвестиционных вложений

В технической литературе ещё можно встретить упрощённый вариант учё-
та инвестиционных вложений (который в настоящее время уже не применяет-
ся). Он заключался в следующем: из мирового и отечественного опыта проек-
тирования и строительства горнодобывающих предприятий известны усред-
ненные данные об удельных инвестиционных вложениях (Куд) на 1 тонну годо-
вой производственной мощности рудника (Агод) по горной массе – см. табл.2.
Эффективность вложений по сравниваемым вариантам определяется вы-
ражением:
Э = Сд + Ен*Куд ,
где Сд - производственная себестоимость добычи 1 т балансовой руды,
у.е./т;


60

Ен – коэффициент эффективности инвестиционных затрат, учитывающий
срок возврата капитальных затрат и процентные ставки банковских кредитов,
для горнодобывающей промышленности на основе мирового опыта он равен
0.08-0.12.
Таблица 2
Нормативы удельных инвестиционных вложений
в строительство новых шахт (в ценах 1990 г.)
Производитель- Вложения на горно- Вложения на ос-
Суммарные
ность по сырой капитальные работы, тальные работы,
вложения, у.е./т
руде, млн. т у.е./т у.е./т
1-2 24.2-21.89 12.3-10.97 11.9-10.92
2-5 21.89-16.83 10.97-8.02 10.92-8.81
5-8 16.83-14.34 8.02-7.06 8.81-7.28
8-12 14.34-12.51 7.06-6.63 7.28-5.88
Свыше 12 12.51-11.32 6.63-6.42 5.88-4.90

Учёт затрат на геологоразведочные работы
Если есть необходимость в ориентировочной оценке величины затрат на геоло-
горазведочные работы, то эти затраты в процентах от цены на руду равны:

Железные руды 0.02-0.05%
Руды марганца, хрома 0.04-0.08%
Руды свинцово-цинковые, медноникелевые и др. по-
0.06-0.10%
лиметаллические, руды цветных и редких металлов
Руды вольфрамо-молибденовые 0.08-0.12%
Руды оловянные, ртутные и сурьмяные 0.10-0.12%

Технико-экономическое обоснование выбора системы разработки

Структура себестоимости добычи руды по элементам затрат (в процентах
от производственной себестоимости) включает следующие позиции:
1. Заработанная плата с отчислениями в страховой фонд 18-25%
2. Материалы и топливо 8-14%
3. Электроэнергия 3-8%
4. Амортизационные отчисления 14-25%
5. Прочие денежные расходы 8-12%
6. Производственная себестоимость 100%
7. Внепроизводственные расходы 6-12%
8. Полная себестоимость 106-112%


61

1. Экономическое сравнение систем разработки по методике проф.
В.А.Симакова (МГГА) выполняется на основе подсчёта прибыли, получаемой
при отработке 1 т балансовых запасов (в у.е./т):


[( ) ] (
П = Цn? ? ?З=
= Ц с ? к с +r? c
п
е е ? ? С +С +С +? С
пр о м о тр об к мп
)
где П – прибыль с 1 т балансовых запасов, у.е./т;
Ц - оптовая цена полезного компонента (например, металла), у.е./т;
n? - количество компонентов с 1 т балансовых запасов, т;
?З – сумма затрат на отработку 1 т балансовых запасов, у.е./т;
с – содержание полезного компонента в погашенных при добыче балансо-
вых запасах, отн. ед.;
Кп – коэффициент потерь руды при добыче, отн. ед.;
r ? – коэффициент примешивания вмещающих пород, отн. ед.
Т Д
r? = = ?r = r
Б Б
Спр – содержание в примешанных породах, отн. ед.;
ео и ем – коэффициент, учитывающий выход компонента при обогащении
и при металлургическом переделе, отн. ед.;
? - выход рудной массы, отн. ед.;
Со – общерудничная себестоимость добычи 1 т рудной массы, у.е./т;
Стр – себестоимость транспортировки 1 т рудной массы на обогатитель-
ную фабрику, у.е./т;
Соб - себестоимость обогащения 1 т рудной массы на обогатительной фаб-
рике, у.е./т;
Смп - себестоимость металлургического передела 1 т концентрата, у.е./т;
?к - выход концентрата из 1 т рудной массы, отн. ед.;
Т - количество примешанных вмещающих пород в 1 т балансовых запа-
сов, т;
Б – 1 т погашенных запасов, т;
Д – добытая рудная масса при погашении 1 балансовых запасов, т;
r – коэффициент изменения качества рудной массы (разубоживание ру-
ды), отн. ед.
c?a
r= .
c
Выбирается та система разработки, которая обеспечивает максимум при-
были при отработке 1 т балансовых запасов (вернее, 1 т добытой рудной мас-
сы).

2. Экономическое сравнение систем разработки по методике проф.
М.И.Агошкова (МГГУ) выполняется на основе подсчёта приведенного дохода с
1 т балансовых запасов (в у.е./т):


62

?С ?К И
Д пр = Ц с К н И о ? У п ? У р ? ? тов + З р ? н о ? Ен К уд
? Кк ? 1? r
где Дпр – приведенный доход с 1 т балансовых запасов, у.е./т;
Кн - коэффициент извлечения металла из недр, отн. ед.;
Ио - коэффициент извлечения металла в концентрат (при обогащении и
металлургическом переделе), отн. ед.;
Кк - коэффициент изменения качества, отн. ед.
Кк = а ;
с
Зр - затраты на разведку 1 т балансовой руды, у.е.;
Ен - коэффициент эффективности капитальных затрат, отн. ед.;
Куд - удельные капитальные вложения, у.е.;
Ур – условный ущерб от разубоживания 1 т балансовой руды
У = RС
р тов
, у.е./т
а – содержание металла в добытой рудной массе, отн. ед.;
Стов – полная себестоимость добычи (Сд), транспортировки (Стр) и пере-
работки (Спер) 1 т рудной массы в товарную руду с учётом неучтенных затрат
С
тов
( )
= С д + С тр + Спер 1,15 , у.е./т
Уп – условный ущерб от потерь 1 т балансовой руды
( )
У = Ц с 1 ? К н И , у.е./т
п о

Условный ущерб от разубоживания представляет собой лишние расхо-
ды на добычу, транспортировку и первичную переработку пустой породы (кос-
венным образом эти расходы должны были быть учтены в себестоимости до-
бычи 1 т «рудной массы», но для выбора оптимального варианта выемки пред-
почтительнее этим пренебречь). Условный ущерб от потерь – это неполучен-
ные деньги от продажи разведанного и брошенного в недрах металла (при ры-
ночной экономике ущерб от потерь – достаточно выдуманное понятие). Приве-
денный доход обусловлен разницей между полученными деньгами от продажи
извлеченного из недр металла и расходами на добычу, разведку с учётом капи-
тальных затрат и ущерба от потерь, разубоживания.
Следует заметить, что полученные таким образом величины приведенно-
го дохода могут быть использованы лишь для сравнения вариантов между со-
бой, а не для планирования реального дохода предприятия, именно поэтому
предпочтительнее упрощённая методика проф. В.А.Симакова.

Пример выбора системы разработки
Выбрать систему разработки для пологопадающего медного месторожде-
ния. При разработке медного месторождения камерно-столбовой системой в
рудных целиках теряется до 25-30% балансовых запасов. Применение этой же
системы, но с искусственными целиками из твердеющей закладки повышает
себестоимость добычи, но резко уменьшает потери. В связи с этим в таблице


63

приведены технико-экономические расчёты на 1 тонну погашенных балансо-
вых запасов при отработке блока (панели) тремя системами:
- 1 вариант - камерно-столбовая система с применением твердеющей за-
кладки для возведения ленточных целиков-опор;
- 2 вариант - системой с обрушением руды и пород при торцевом вы-
пуске;
- 3 вариант - камерно-столбовой системой с панельной выемкой и ос-
тавлением рудных целиков.
Для упрощения расчётов принимаются одинаковыми удельные капиталь-
ные вложениях на 1 тонну годовой производственной мощности рудника по ва-
риантам.
Таблица 3
Прибыль (методика МГГА) с 1 т погашенных запасов в ценах 1990 г.
Ед. Усл. 1 2 3
Исходные данные
изм. обозн. вариант вариант вариант
Цена 1 т меди у.е. Ц 2500 2500 2500
Содержание меди в балансо-
% с 1.64 1.64 1.64
вых запасах
Содержание меди в примешан-
% спр 0.2 0.2 0.2
ных породах
Балансовые запасы тыс.т Б 600 600 600
Добыто рудной массы тыс.т Д 600 630 420
Коэффициент, учитывающий
отн. ед. Кп 0.03 0.08 0.30
потери руды
Коэффициент разубоживания
отн.ед. r 0.03 0.134 0.149
руды
Коэффициент примешивания
отн.ед. r1 0.03 0.141 0.104
пород
Коэффициент, учитывающий
выход меди в концентрат при отн. ед. ео 0.83 0.81 0.82
обогащении
Общерудничная себестоимость
добычи 1 т погашенных запа- у.е. Cо 6.1 5.5 4.0
сов
Себестоимость транспортиро-
вания 1 т рудной массы до обо- у.е. Стр 1.8 1.8 1.8
гатительной фабрики
Себестоимость обогащения 1 т
у.е. Соб 2.0 2.0 2.0
рудной массы
Прибыль с 1 т погашенных за-
у.е. П 23.23 21.82 16.16
пасов


64


Таблица 4
Приведенный доход (методика МГГУ) с 1 т балансовых запасов
в ценах 1990г.
Ед. Усл. 1 2 3
Исходные данные
изм. обозн. вариант вариант вариант
Цена 1 т меди у.е. Ц 2500 2500 2500
Удельные капитальные вложе-
у.е./т Куд 50 50 50
ниях
Коэффициент эффективности
отн. ед. Ен 0.1 0.1 0.1
капзатрат
Содержание меди в балансо-
% с 1.64 1.64 1.64
вых запасах
Содержание меди в добытой
% а 1.59 1.42 1.56
рудной массе
Коэффициент изменения каче-
отн. ед. Кк 0.970 0.866 0.951
ства
Коэффициент извлечения меди
отн. ед. Кн 0.968 0.915 0.696
из недр
Коэффициент извлечения меди
в концентрат (при обогащении отн. ед. Ио 0.922 0.913 0.922
и металлургическом переделе)
Коэффициент разубоживания
отн. ед. r 0.030 0.134 0.049
руды
Себестоимость добычи 1 т
рудной массы по системе раз- у.е. Cд 5.27 4.77 3.42
работки
Себестоимость транспортиро-
вания и рудосортировки 1 т у.е. Стр 1.83 1.83 1.83
рудной массы
Себестоимость обогащения и
металлургического передела 1 у.е. Спер 2.0 2.0 2.0
т рудной массы
Полная себестоимость 1 т руд-
ной массы в товарную руду с у.е. Стов 10.47 9.88 8.34
учётом неучтенных затрат
Затраты на разведку 1 т балан-
у.е. Зр 0.86 0.86 0.86
совых запасов
Условный ущерб от разубожи-
у.е. Ур 0.213 0.884 0.257
вания 1 т балансовой руды
Условный ущерб от потерь 1 т
у.е. Уп 1.210 3.182 11.492
балансовой руды
Приведенный доход (пусть
у.е. Дпр 19.45 13.35 3.06
капзатраты примерно равны)


65

Как видно из таблиц 4 и 5, в которых подсчитаны прибыль и доход по
обеим методикам, первый вариант в обоих случаях обеспечивает наибольшую
экономическую эффективность из-за высокой полноты извлечения металла из
недр.

Обоснование параметров систем разработки

Выбор способа отделения руды от массива (шпурами, скважинами, механиче-
ской отбойкой) и объёма единовременно отбиваемой руды (согласовать с пла-
новой производительностью очистного блока), оптимизация БВР. Выбор спо-
соба доставки руды в пределах блока и средств механизации, оптимизация дос-
тавки.
Обоснование варианта системы разработки для конкретных участков шахтного
поля ведется на основе анализа достижений в горнорудной промышленности в
целом и на конкретном руднике в частности. При этом подсчётами выявляются
технико-экономические преимущества (в условиях проектируемого участка
шахтного поля) принятого варианта системы разработки:
- снижение удельного объёма подготовительных и нарезных работ;
- повышение производительности труда;
- снижение трудоемкости работ;
- снижение расхода важнейших материалов (ВВ, крепежный лес, закла-
дочные материалы и т.д.);

Механизация и организация очистных работ принимаются на основе ана-
лиза последних достижений отечественной и зарубежной горной промышлен-
ности. Простейшие рекомендации по выбору буровой и доставочной техни-
ки таковы:
- при выборе техники для бурения скважин учитывать, что для скважин
диаметром 46, 56, 65, 75 и 85 мм рекомендуется буровой станок с выносной
бурильной головкой БУ-50НА, а для бурения скважин диаметром 85, 105, 125,
155 и 160 мм – буровой станок с погружным пневмоударником НКР-100МА
(скважины диаметром 85 мм рекомендуется бурить или БУ-50НА или НКР-
100МА) – если нет возможности применить самоходную технику;
- при выборе погрузочно-доставочной техники учитывать, что самоход-
ную технику (при длине доставки до 100-150 м обычно используется ПД-3
или ПТ-4, МПДМ-1М) можно использовать лишь при подготовке блоков на-
клонным съездом (в крайнем случае, предусмотреть перепуск с подэтажа на
подэтаж разобранной машины ПТ-4 или МПДН-1М по расширенному рудос-
пуску), без наклонного съезда на подэтажных выработках рекомендуется ис-
пользовать только скреперные лебедки 10ЛС-2СМ или 17ЛС-2СМ.

Выбор технологии отработки целиков (междукамерных, междуэтажных)
производится так же, как и для выемки основных запасов руды, но в диплом-
ном проекте эта технология описывается без детализации.


66

Последовательность выбора подготовительно-нарезных выработок

Выбор способа подготовки этажного горизонта с учётом принятой схемы
транспорта руды и условий залегания (пологое, наклонное, крутопадающее).

БУ-50НА
с ПК75
Производительность


D=85 мм
бурения, пм/см

НКР-100МА
D=85 мм


0 25 35 Глубина скважины, м

Подготовка: этажными штреками; этажными штреками и ортами; для
весьма мощных месторождений - главными штреками или главными и панель-
ными штреками (для горизонтальных и пологих месторождений); обоснование
расположения подготовительных выработок по руде или во вмещающих поро-
дах; определяются расстояния между откаточными штреками или ортами, на
которые будет производиться выпуск рудной массы из камер (при донном вы-
пуске), расположение восстающих, рудоспусков и наклонных съездов (если они
есть), подсчитывается объём подготовительных выработок.
При выборе принятой схемы учитывается опыт передовых отечественных
рудников и достижений зарубежной практики.
Обосновывается схема расположения нарезных выработок в блоке (камере)
в зависимости от выбранного варианта БВР и выпуска отбитой рудной массы
на откаточный горизонт, варианта образования отрезной щели в камере.
Принимается сечение и способ крепления подготовительных и нарезных
выработок (откаточные штреки и орты; блоковые восстающие; подэтажные,
выемочные штреки; выработки горизонта вторичного дробления и подсечки;
буровые выработки и т.д.). В виде таблицы приводятся сечения в свету и про-
ходке, а также указываются способы крепления и типы применяемой крепи для
каждой выработки.
Определяется объём подготовительных и нарезных выработок в пм / 1000т
готовых к выемке запасов руды.
Эксплуатационные потери и разубоживание руды принимаются в соот-
ветствии с особенностями системы разработки и горнотехническими условиями
проектируемого месторождения по данным практики или литературным ис-
точникам.


67

Далее производится подсчёт стоимости проведения подготовительных и
нарезных выработок на блок.

Последовательность расчёта очистных работ

Принимается расчётная схема работ, операции цикла. Дается описание
технологического цикла по системе разработки. Производится расчёт всех
производственных процессов очистной выемки для одного (выбранного) вари-
анта.
Буровзрывные работы: буровое оборудование; расположение, глубина
и количество шпуров или скважин; способ их заряжания, трудоемкость работ и
расход энергии, ВВ и средств взрывания на 1 цикл работ и на 1000 т добытой
рудной массы.
Погрузка и доставка: производительность выбранных машин и механиз-
мов; трудоемкость работ и расход энергии на 1 цикл работ и на 1000 т добы-
той рудной массы. Необходимо предусмотреть возможность применения дис-
танционного управления механизмами и использование самоходного оборудо-
вания.
Стоимость проведения выработок принимается по данным предприятия
или из литературных источников.
Выпуск руды под обрушенными породами: (при системах разработки
этажного и подэтажного обрушения). Обосновывается расстояние между вы-
пускными отверстиями, режим выпуска, максимальный объём единичной дозы
и суммарный объём выпускаемой руды из каждого отверстия по достижению
предельного разубоживания, составляется планограмма выпуска руды из блока.
Крепление выработанного пространства: выбор способа крепления и
его основных элементов, трудоёмкость работ, расход материала и энергии на 1
цикл работ и на 1000 т рудной массы.
Закладка выработанного пространства: выбор материала для закладки,
объём закладочных работ, выбор способа закладки и оборудования. Для твер-
деющей закладки – расчёт необходимой прочности разнопрочных пачек, для
гидравлической – описать технологию дренажа воды из блока. Трудоемкость
работ, расход материалов и энергии на 1 цикл работ и на 1000т добытой руды.
Организация работ очистной выемки: на основании произведенных
расчётов составить график организации работ при очистной выемке, дать крат-
кое описание организации работ в забое и блоке. Подсчитать состав забойной
группы и определить её производительность.
Количество блоков, необходимое для обеспечения годовой производи-
тельности рудника (шахты). Число блоков в одновременной очистной выемке.

Далее производится расчёт калькуляции себестоимости добычи 1 т руд-
ной массы по каждой из статей расходов прямых затрат (заработная плата, ма-
териалы, энергия, амортизация, налоги). Затем определяется себестоимость до-
бычи по руднику в расчёте на 1 т погашенных запасов руды.


68

Основные технико-экономические показатели системы разработки
1. Распределение запасов руды в блоке по стадиям работ.
2. Длина подготовительных и нарезных выработок, м.
3. Производительность рудника, т/год.
4. Срок существования, лет.
5. Средняя производительность блока, т/мес.
6. Средняя производительность труда по системе разработке, т/см.
7. Себестоимость одной тонны руды из очистных работ.
8. Средние потери и разубоживание по блоку.
9. Среднее содержание полезного компонента в добытой руде.

Последовательность расчёта параметров системы разработки

1. Выбор способа отделения руды от массива (шпурами, скважинами, механи-
ческой отбойкой) и объёма единовременно отбиваемой руды (согласовать с
плановой производительностью очистного блока), оптимизация БВР. Выбор
способа доставки руды в пределах блока и средств механизации, оптимиза-
ция доставки. Проектирование системы разработки.
2. Выбор размеров блока, исходя из устойчивости обнажений и требуемой
производительности рудника.
3. Подсчёт объёмов подготовительных и нарезных работ, распределение ба-
лансовых запасов по стадиям работ.
4. Вычисление показателей извлечения руды (потерь и разубоживания) по ста-
диям работ.
5. Определение состава проходческой бригады на подготовительных работах,
продолжительность работ, потребное оборудование.
6. Расчёт очистной выемки:
- среднесуточная производительность и продолжительность очистной
выемки блока;
- необходимое очистное оборудование;
- число блоков в одновременной работе;
- основные технологические процессы (БВР, доставка, управление гор-
ным давлением);
- извлечение целиков.
7. Составление циклограмм и календарного плана работ подготовительных и
очистных работ на основании табл. 5 настоящего пособия.
8. Расчёт технико-экономических показателей по системе разработки.

Извлечение полезных ископаемых

Потери - это часть балансовых запасов руды, разведанных, но неизвлечен-
ных из недр при добыче или же потерянных при транспортировке рудной мас-
сы (потеря количества руды). Разубоживание - это снижение содержания по-
лезного компонента в добытой руде за счёт примешивания к ней в забое пустой
породы (потеря качества руды).


69

Коэффициент потерь (по металлу, полезному компоненту):
V *?
K= пот пот , отн.ед.
? *Б
бл бл
где Vпот - количество потерянной руды из балансовых запасов, т;
?пот и ?бл - содержание полезного компонента в потерянной руде и в по-
гашенных балансовых запасах, т.е. в извлеченных запасах, %;
Ббл - количество погашенных балансовых запасов руды, т.

Коэффициент разубоживания руды:
???
Р= бл доб , отн.ед.
?
бл
?доб - содержание полезного компонента в добытой руде, %.

Потери руды (по руде, без учёта содержания металла):
V *100%
П= пот , отн.ед.
Б
бл
Разубоживание:
V *100%
разуб
r= , отн.ед.
V
добыт
где Vразуб - объём примешанной в руду пустой породы, т или м3;
Vдобыт - объём добытой руды, т или м3
Б *(1?К) Б *К
V =Б ?V +V = бл = бл извл
добыт бл пот разуб (1?r) (1?r)
Выход рудной массы:
? = Vдобыт / Ббл
Коэффициент примешивания пустых пород:
V *100%
r 1 = разуб = ?* r , отн.ед.
Б
бл
При подсчёте коэффициентов потерь и разубоживания руды:
а) по блоку - расчёт ведется:
- на текущее состояние по выпуску рудной массы;
- на выпуск последней дозы, т.е. что останется в блоке когда всю руду
уже извлекли, исключая эксплуатационные потери и потери в целиках (cм.
рис.);
б) по подготовительно-нарезным работам К = 0, r = (Sвчерне- Sруда) / Sвчерне.


70


Средние значения извлечения при очистных работах:
Кизвл = 1-Ко = Ио / Бо , rо = (До- Ио) / До

Средние значения извлечения по блоку:
Кизвл = 1-К = И / Ббл , r = (Д- И) / Д .
?
?,r,К


1

r


К

0 Vпосл.доза Vдобыт

Подробнее о выпуске отбитой рудной массы в системах с обрушением
руды и вмещающих пород см. в отдельной главе.
Таблица 8
Показатели извлечения по блоку (участку)
Коэффи-
Разу-
Стадия Балансовые за- циент из- Извлекаемые Объём добы-
3 божи-
работ пасы, Б, м влечения, запасы, И, м3 той руды, Д, м3
вание, r
Кизвл
Подготови-
тельные ра- Бп 1-Кп rп Ип=Бп*(1-Кп) Дп= Ип/(1- rп)
боты
Нарезные
Бн 1-Кн rн Ин Дп
работы
Очистные
работы:
- выемка 1-Ко.к.
Бо.к. rк Ик Дп Дп
камер
- выемка 1-Ко.ц.
Бо.ц. rц Иц
целиков
1-Ко
ИТОГО: Бо= Бо.к.+ Бо.ц. rо Ио= Ик+Иц До=Дк+Дц
ВСЕГО по 1- К И= Ип +Ин
Ббл= Бп +Бн +Бо r Д=Дп +Дн +До
блоку: +Ио


71

Определение размеров основных элементов систем разработки

Наиболее известные методики подсчёта нагрузок на потолочину, борта
горных выработок и предельных пролетов обнажений приведены в Приложе-
нии.

Пример. Разрабатывается месторождение олова на глубине 360 м от зем-
ной поверхности, крепость пород fп =14, крепость руды fр =10. Трещиноватость
породного и рудного массива средняя (средняя устойчивость). Средняя плот-
ность налегающих пород ?=2.3 т/м3. Определить размеры камер и целиков при
высоте этажа hэ= 60 м.
Решение. Принимаем для расчётов методику С.В.Ветрова (нагрузка на
потолочину - собственный вес самозаклиненного свода давления), без учёта ко-
эффициента запаса.
1. Эквивалентный горизонтальной пролет кровли камер:
L = 2*d *3? /d *?
в cж г
Размеры элементарного блока пород в вертикальной и горизонтальной
плоскости принимаем: dв = dг = 0.5 м.
Прочность породного массива с учётом ослабления равна:
?сж_п = Ко * ?осж_п = Ко * 10* fп = 0.8 * 10 * 14 = 112 МПа ;
где Ко – коэффициент ослабления породного массива, для монолитного
массива Ко = 1, для среднетрещиноватого Ко = 0.9-0.7 , для сильнотрещиновато-
го Ко = 0.7-0.5 .
Прочность рудного массива с учётом ослабления равна:
?сж_р = Ко * ?осж_р = Ко * 10* fр = 0.8 * 10 * 10 = 80 МПа .
Средний объёмный вес налегающих пород ? =2.3 т/м3 = 0.023 МН/м2.

Эквивалентный пролет горизонтальной породной кровли:
L = 2*d *3 ? /d *? = 2 * 0 .5 * 3
112 / 0 . 5 * 0 . 023 = 21 . 3 м
в cж г
Эквивалентный пролет горизонтальной рудной кровли:
L = 2*d *3? /d *? = 2 * 0 .5 * 3
80 / 0 . 5 * 0 . 023 = 19 м
в cж г
2. Определим размеры камер. Пусть ширина камер будет равна В=25 м –
по условию донного выпуска рудной массы на откаточные орты (штреки) из
двух рядов воронок, тогда предельная длина камер равна
- при четырехстороннем защемлении камер (первичные камеры):
А * В L * В
L э = ? А = э

А 2
+ В 2
В 2
? L э
2


Отсюда для породной кровли А= 40.6 м и для рудной кровли А= 29.2 м.

- при двухстороннем защемлении камер (вторичные камеры, располо-
женные между закладочными массивами):
2* А * В Lэ * В
L э = ? А =
А + В 2* В ? L


72

Отсюда для породной кровли А= 18.5 м и для рудной кровли А= 15.3 м.

3. Определим размеры межкамерных и межэтажных целиков.
Ширина межкамерных целиков:

bц =
L э ?H + (2 L э ? H )2 (
+ 4 L 2э ? H 4 ? м ? ? H
сж )
4? м ? ?H
сж
Отсюда, ширина межкамерных целиков (без учёта запаса) равна:
- при породной кровле

21 . 3 * 0 . 023 * 360 +
+ (2 * 21 . 3 * 0 . 023 * 360 )2 + 4 * 21 . 3 2 * 0 . 023 * 360 (4 * 112 ? 0 . 023 * 360 )
bц = =
(4 * 112 ? 0 . 023 * 360 )
= 6 .3 м

- при рудной кровле

19 * 0 . 023 * 360 +
+ (2 * 19 * 0 . 023 * 360 )2 + 4 * 19 2 * 0 . 023 * 360 (4 * 80 ? 0 . 023 * 360 )
bц = =
(4 * 80 ? 0 . 023 * 360 )
= 6 .8 м

Ширина межэтажного целика по максимальному изгибаемому моменту в
толстой жёсткозащемленной плите:

h = 0 . 25 * a * b *
(
147 q a 2 + µ b 2 )
x
( )
7 a 4 + 4 a 2b 2 + 7 b 4 * ? м
р


h = 0 . 25 * a * b *
(
147 q b 2 + µ a 2 )
y
(7 a 4 + 4 a 2b 2 + 7 b 4 )* ? м
р

где q –нагрузка на потолочину, включая ее собственный вес, МПа;
b, a – короткая и длинная сторона плиты-потолочины, м;
ё – коэффициент Пуассона, для пород обычно равен 0.2;
?мр – прочность массива пород потолочины на растяжение, обычно со-
ставляет 10% от прочности массива пород на сжатие, МПа.

Пусть нагрузка на потолочину – это вес столба пород до земной поверхно-
сти, тогда толщина породной потолочины над камерой с размерами 25х41 м со-
ставит:
147 * 0 ,023 * 360 * (41 2 + 0 , 2 * 25 2 )
h x = 0 .25 * 25 * 41 * = 23 м
(7 * 41 4 + 4 * 25 2 * 41 2 + 7 * 25 4 ) * 0,1 * 112
147 * 0 ,023 * 360 * (25 2 + 0 , 2 * 41 2 )
h y = 0 .25 * 25 * 41 * = 16 м
(7 * 41 4 + 4 * 25 2 * 41 2 + 7 * 25 4 ) * 0,1 * 112


73
§ 4. Технико-экономическое сравнение вариантов
технологии добычи полезных ископаемых

Выбор оптимальной системы разработки - это самый ответственный шаг при
проектировании будущей добычи руды. От системы разработки зависят все экономи-
ческие показатели работы рудника (затраты по системе достигают 60% всех общеруд-
ничных затрат), безопасность труда горнорабочих, применение определенного горного
оборудования, природоохранные меры. Остановимся подробнее на технико-
экономическом сравнении вариантов технологии отработки месторождения, ведь
именно по максимальной прибыли предприятия можно определить наиболее эконо-
мичный вариант технического или технологического решения.
В международной практике план развития предприятия представляется в виде
бизнес-плана, если проект связан с привлечением инвестиций, то он носит название
“инвестиционного проекта” и базируется на экономико-математическом моделирова-
нии. Обычно любой новый проект предприятия в той или иной мере связан с привле-
чением новых инвестиций. Общая процедура упорядочения инвестиционной деятель-
ности предприятия по отношению к конкретному проекту формализуется в виде про-
ектного цикла. По мере появления новых массивов данных о горном массиве в проект
вносятся изменения – в этом заключается динамическое моделирование.
Сущность метода экономико-математического моделирования и оптимизации пара-
метров шахты раскрывается следующей последовательностью действий:
- анализ горно-геологических и горнотехнических условий: шахтного поля;
- конструирование вариантов технологических схем шахты;
- установление номенклатуры качественных и количественных переменных парамет-
ров шахты, ведения горных работ, установление диапазона изменения независимых ко-
личественных параметров;
- построение технологического графа (блок-схемы) вариантов; шахты и установле-
ние при этом совместимости проектных решений с учетом обоснованных ограничений;
- формирование системы ограничений применения тех или иных решений, каче-
ственных или количественных параметров;
- обоснование критерия оптимальности и установление номенклатуры затрат, свя-
занных с реализацией вариантов;
- составление развернутого выражения целевой функции в зависимости от горно-
геологических характеристик, параметров шахты и стоимостных величин;
- разработка алгоритма расчета модели, определение количественных параметров
шахты;
- анализ наиболее экономичных вариантов и рекомендация оптимальных парамет-
ров для разработки технического проекта.

Экономические расчёты, в общем виде, заключаются в следующем:
- определение инвестиционных затрат на строительство предприятия и размера
производственных фондов на момент сдачи предприятия в эксплуатацию;
- расчёт эксплуатационных затрат на 1 т добытой рудной массы;
- определение удельных инвестиционных затрат на 1 т добытой рудной массы;
- расчёт себестоимости продукции, прибыли, уровня рентабельности производ-
ства;


74
- расчёт по обоснованию технико-экономических показателей работы предпри-
ятия;
- определение экономической эффективности технических решений специальной
части проекта;
- сравнение технико-экономических показателей (результатов, полученных при
проектировании, с реальными проектами новых предприятий, с существующим руд-
ником, по которому ведётся проектирование, с лучшими предприятиями отрасли и
т.п.).

Расчёт основных производственных процессов добычных работ (эксплуатацион-
ных затрат) выполняется отдельно и включает:
- определение объёмов работ по основным процессам и штата рабочих для выполне-
ния работ;
- определение месячного фонда заработной платы и начислений на заработную пла-
ту;
- установление месячной потребности: а) во вспомогательных материалах, б) в топ-
ливе, в) в электроэнергии;
- расчёт амортизационных отчислений;
- учёт прочих расходов;
- сводные затраты на производство горно-капитальных и добычных работ и опреде-
ление себестоимости 1 т.
Если проектируемый рудник входит в состав горно-обогатительного или горно-
металлургического комбината кроме общерудничной себестоимости добычи 1 т гор-
ной массы необходимо определять также себестоимость 1 т концентрата.
Тематическое содержание и порядок разработки экономических вопросов могут
быть представлены следующим алгоритмом действия (см. ниже рис.).

Последовательность выбора системы разработки
Каждую систему можно применять только в определенных горно-геологических
условиях, на выбор системы разработки наиболее существенное влияние оказывают -
мощность рудного тела, угол падения, устойчивость руды и вмещающих пород - это
постоянные факторы; другие факторы, переменные, к ним относятся - размеры рудно-
го тела по простиранию и падению, морфология тела, ценность руды, характер рас-
пределения в ней металла, глубина разработки, склонность руды к слёживанию, окис-
лению и возгоранию, гидрогеологические условия, необходимость сохранения земной
поверхности. Учет этих факторов позволяет уточнить и конкретизировать выбор сис-
темы разработки, добавить некие детали, элементы в технологию добычи.
В общем виде задача выбора оптимального варианта вскрытия и подготовки
шахтного поля решается на основе технико-экономического сравнения конкуренто-
способных вариантов с учётом горно-геологических условий (угла падения, мощности,
устойчивости ... рудного месторождения), затрат на капитальное строительство и экс-
плуатацию вскрывающих выработок...
В качестве критерия выбора рекомендуется использовать средние за расчетный
период удельные приведенные затраты (дисконтированные затраты) по вариантам.


75

Геология, запасы руды


Годовая производительность и срок
существования горного предприятия


Вскрытие и системы разработки


Расчет оборудования


По-процессные калькуляции.
Организация


Объем ГПР. Погашение ГПР


Сводная ведомость капитальных затрат
Удельные капитальные затраты
Основные и оборотные фонды


Штатное расписание и
сводная ведомость ПТ и ЗП


Цеховые расходы


Себестоимость 1 т руды


Прибыль


Рентабельность


Основные ТЭП


Рис. 5.10.1. Алгоритм выполнения экономической части
проекта


76

Для выполнения простейших практических расчетов в случае, когда годовые объ-
ёмы добычи и себестоимость руды стабильны в период эксплуатации, а срок строи-
тельства мал, капитальные вложения на поддержание эксплуатации рудника близки по
величине отчислениям на реновацию, тогда можно использовать формулу:
Зу = С + Е н * К , у.е. / т
где С - себестоимость добычи, у.е./т ;
Ен=0.15 - нормативный коэффициент эффективности (рентабельность), соответст-
вующий нормативному сроку окупаемости капитальных затрат (0,15-1 = 6,7 лет);
К - суммарные дисконтированные удельные капитальные вложения на строитель-
ство рудника, у.е./т.

Последовательность выбора оптимального варианта вскрытия
Сначала осуществляется конструирование вариантов вскрытия месторождения
из отдельных элементов, отвечающих данным горно-геологическим условиям, исклю-
чая при этом элементы, несовместимые между собой. Затем производится выбор наи-
лучшего варианта вскрытия и подготовки на основе анализа расчетов затрат и эффек-
тов. Если в результате анализа выявлен не один, а несколько равноценных вариантов,
то выбор наилучшего из них следует производить по вспомогательным показателям
(экологичность, надежность, безопасность, меньшие потери...).
Последовательность выбора следующая:
1) сконструировать и выбрать технически возможные и целесообразные для
данных горно-геологических условий варианты вскрытия;
2) для каждого варианта определить количественные и качественные парамет-
ры:
- размеры основных частей шахтного поля (горизонта, выемочного блока, эта-
жа...);
- технические характеристики процессов и объектов (сечение, длину, вид крепи,
вид транспорта в капитальных выработках, тип подъемных установок, тип вентилято-
ра главного проветривания...);
3) выполнить эскизы выбранных вариантов, с выделением выработок, проведе-
ние которых финансируется за счет инвестиций на строительство;
4) для каждого варианта определить объемы работ по периодам их выполне-
ния, а также объемы работ по учитываемым расходам;
5) на основании рассчитанных объемов работ для каждого варианта по стоимо-
стным параметрам определить поквартальные инвестиционные, эксплуатационные за-
траты и прибыль при вводе рудника в эксплуатацию;
6) подсчитать с учетом дисконтирования за весь срок существования рудника
чистый дисконтированный доход (ЧДД или NPV) по вариантам и выбрать экономиче-
ски наивыгоднейший вариант.

Сравнение вариантов при выборе схемы вскрытия
В общем виде задача выбора оптимального варианта вскрытия месторождения
решается на основе технико-экономического сравнения конкурентоспособных вари-
антов с учетом горно-геологических условий (угла падения, мощности, устойчивости
руды, пород и т.п.), затрат на капитальное строительство и эксплуатацию вскрываю-
щих выработок...


77
Затраты на капитальное строительство включают расходы на:
1) проведение вскрывающих выработок (стволов, штолен, квершлагов, около-
ствольных дворов, капитальных рудоспусков и капитальных восстающих).
2) оборудование поверхности шахты (копры, эстакады, бункеры, подъездные
пути...);
3) установку горного и электромеханического оборудования.
Затраты на проведение выработок подсчитываются по имеющейся калькуляции
себестоимости проходки 1 м3 выработки.
Эксплуатационные расходы подсчитываются на следующие виды работ:
1) ремонт и поддержание выработок;
2) откатка руды по квершлагам, штольням;
3) подъем руды по стволам;
4) водоотлив и вентиляцию;
5) наземный транспорт руды от рудника до обогатительной фабрики.

При определении инвестиционных вложений необходимо учитывать не только
первоначальные инвестиционные вложения на строительство рудника (или нового
очистного горизонта) для достижения проектной мощности, но также и инвестицион-
ные вложения будущих лет, т.е. дополнительные вложения, осуществляемые в про-
цессе эксплуатации рудника для поддержания его проектной мощности на опреде-
ленном уровне (затраты на углубку стволов, на удлинение трасс внутришахтного
транспорта ...)
Сравниваемые варианты могут отличаться не только по величине инвестицион-
ных затрат и не только по времени их вложения, но и по срокам ввода рудника в экс-
плуатацию (когда можно начинать отдавать долги из сумм от реализации продукции).
В этом случае и инвестиционные вложения и притоки денег должны быть приведены
(дисконтированы) к затратам и притокам настоящего времени, обычно они приводятся
к началу строительства, тогда ещё все затраты и все притоки денег будут затратами и
притоками будущих лет.
Дисконтирование - процедура приведения к базисному (обычно к началу строи-
тельства) моменту времени затрат, результатов и эффектов, возникающих в будущем,
за счет умножения затрат, результатов и эффектов на коэффициент дисконтирования,
равный
?t = 1 / (1+Е)t ,
где t - номер шага расчета, годы (или кварталы) после начала строительства;
Е - норма дисконта, принимается равной приемлемому для инвестора уровню
дохода на его капитал, например, 10% . т.е. Е=0.1 .
Шаг расчета в курсовых и дипломных проектах принимается равным кварталу,
т.е. трем месяцам (с такой периодичностью фирма обязана составлять финансовый от-
чет).
Если же норма дисконта Е сама меняется во времени и на t-м шаге расчета равна
Еt , то коэффициенты дисконтирования равны:
?о = 1 и ?t = 1 / (1+Еt)t .

Процедура дисконтирования числено отражает падающую со временем сравни-
тельную значимость для нас затрат и эффектов, возникающих в отдалённом будущем
(т.е. деньги сегодня для фирмы важнее, чем такое же количество денег потом).


78

Расчёт себестоимости продукции и
рентабельности горного предприятия

Экономические расчёты по отдельным процессам производятся на основе при-
нятой организации труда, выбранного оборудования, передовых методов производства
и рациональной структуры управления рудничным хозяйством.
Эксплуатационные затраты на создание товарной продукции горного предпри-
ятия состоят из затрат на горно-капитальные работы и добычные работы, переработку
полезного ископаемого (обогащение), а также включают различные налоги и платежи.
Э=Эд+Эв+Э0+Эпр+Н ,
где Эд - производственные расходы непосредственно на добычу полезного иско-
паемого, по каждому из производственных процессов (см. ниже табл. 1);
Таблица 1
Сводная калькуляция себестоимости добычи 1 т горной массы
№ Наименование процессов (видов работ) Затраты на 1 т добытой
горной массы, руб.
1. Погашение горно-подготовительных работ
2. Очистные работы
3. Закладочные работы
4. Откатка
5. Подъём
6. Водоотлив
7. Вентиляция
8. Освещение и водоснабжение
9. Цеховые расходы

Итого цеховая себестоимость
Общерудничные расходы, 10-15% (до 20%) це-
ховой себестоимости
Итого общерудничная себестоимость

Эв - производственные расходы на горно-капитальные работы (табл. 2);
Таблица 2
Сводная ведомость инвестиционных затрат
№ Наименование затрат Сумма, тыс.руб. Удельный вес, %
1. Предварительные затраты, 4-6%
2. Горно-капитальные работы
3. Здания и сооружения
4. Оборудование и монтаж
5. Прочие затраты, 8-10%
Итого производственных затрат

Э0 - производственные расходы на обогащение;
Эпр – расходы на природоохранные меры;


79
Н – налоги и платежи, включаемые в себестоимость полезного ископаемого и
определяемые федеральным и местным законодательством, например:
- предельные уровни регулярных платежей за право на добычу полезных иско-
паемых на территории РФ;
- нормативы стоимости освоения новых земель взамен изымаемых сельскохозяй-
ственных угодий для несельскохозяйственных нужд;
- средние размеры ставок земельного налога;
- ставки отчислений на воспроизводство минерально-сырьевой базы;
- плата за древесину, отпускаемую на корню, включает плату на землю и уста-
новлена в зависимости от породы и от лесотаксового разряда (1-7 разряд);
- плата за воду…

Расчеты по каждому из эксплуатационных процессов сводятся в таблицу, где от-
ражаются занятые в технологическом процессе рабочие по профессиям, служащие,
машины и оборудование (табл. 3).
Таблица 3
Калькуляция себестоимости по каждому из эксплуатационных процессов
№ Наименование статей расходов Едини- Количество Стои- Сум
Разряд


ца из- единиц на мость ма,
мере- единицу сче- едини- руб.
ния та цы, руб.
I I. Заработная плата
1. ………………………
2. ………………………
Итого по тарифу
Доплата за ночное время
Премия
Итого с ночными и премией
Итого с районным коэффици-
ентом (и северными надбавка-
ми)
Дополнительная зарплата
Итого с дополнительной зара-
ботной платой
Отчисления на социальные
нужды
ИТОГО заработной платы с
II отчислениями
1. II. Материалы
2. …………………………….
…………………………….
ИТОГО материалов (с учетом
транспортных расходов)
III III. Энергия
1. Электроэнергия по двухста-
вочному тарифу (по установ-
ленной и по реактивной мощ-


80
ности)
2. ……………………………
3. ……………………………
ИТОГО
IV IV. Амортизация (зданий, со-
оружений и оборудования)
…………………………….
ИТОГО прямых затрат на еди-
ницу расчета

Оценка эффективности инвестиций

Все работы по оценке эффективности любых инвестиционных проектов в на-
стоящее время осуществляют по показателям эффективности инвестиционных проек-
тов (NPV, PI, IRR, tок).

1. Чистый дисконтированный доход инвестиционного проекта (ЧДД - синоним
интегральному эффекту NPV):
ЧДД = NPV = ? (Rt - Зt) * ?t ,
где Rt – результаты (денежные притоки), получаемые на t-м шаге расчетов, руб.;
Зt - затраты, осуществляемые на том же шаге, руб.

Чем выше ЧДД, тем выше эффективность проекта, при отрицательном ЧДД про-
ект признают убыточным.
Под затратами Зt понимают как инвестиционные вложения Кt , осуществляемые
в этом году, квартале, так и текущие, эксплуатационные издержки Иt данного периода.
А под текущими издержками Иt подразумевают себестоимость выпуска готовой про-
дукции Сt за вычетом амортизационных отчислений Аt (амортизационные отчисления
служат источником накопления денежных средств на специальном банковском счету,
не облагаемом никакими налогами, который может расходоваться только на замену
устаревших объектов основного фонда предприятия на новые, норма амортизации на
горном предприятии рассчитывается обычно в виде потонной ставки - фиксированных
отчислений с тонны добытой рудной массы):
Иt = Сt - Аt и Зt = Кt + Иt , руб.
Общерудничная себестоимость Сt включает в себя все затраты, связанные с вы-
пуском и реализацией продукции предприятия.
Рентабельность продукции по отношению к общерудничной себестоимости рас-
считывается по формуле:
r = Пt / Сt ,
где Пt - прибыль предприятия, определяемая как разница (Rt - Сt), руб.
В горнорудной промышленности рентабельность r0 = 15% считается хорошей
рентабельностью (с учетом 30% налога на прибыль в 1999 г. рентабельность составит
r = 18-20%).
Результаты Rt, получаемые в t-м году осуществления проекта, рассчитывают в
виде годовой выручки, получаемой в этом году от реализации продукции Qt по ожи-
даемым ценам Цt , кроме того в состав выручки, получаемой от реализации проекта,


81
может входить также выручка Фв.t от рыночной реализации высвобождаемых техниче-
ских устройств, зданий, сооружений и т.п.:
Rt = Цt * Qt + Фв.t , руб.
Зная результаты Rt и планируемую рентабельность продукции (r), например, в
15%, можно ориентировочно получить общерудничную себестоимость Сt (если в дан-
ном дипломном проекте нет возможности составить сводную калькуляцию цеховых
расходов):
Сt = Rt /(r + 1) = (Цt * Qt + Фв.t) / (r + 1) , руб. .
Тогда, окончательно чистый дисконтированный доход определяем по формуле:
ЧДД = NPV = [(Цt * Qt + Фв.t ) - (Кt + Сt - Аt)] * ?t =
= [ r * (Цt * Qt + Фв.t ) / (r + 1) + Аt - Кt ] * ?t , руб.
Расчеты ЧДД удобнее всего осуществлять в табличной форме (см. табл. 4).
Если результаты расчетов по чистому дисконтированному доходу по вариантам
отличаются друг от друга менее, чем на 10 %, то экономическое сравнение вариантов
необходимо продолжать, учитывая эксплуатационные затраты, индекс доходности (PI)
и срок окупаемости инвестиций (tок).

Таблица 4
Притоки от Коэффици-
№ квар- Инвестицион- Амортизацион-
выручки ент дис-
тала t ные затраты ные притоки ЧДД ,
Ц * Qt , контиро-
(месяцы) Кt, тыс. руб. Аt , тыс.руб. тыс. руб.
тыс.руб. вания ?t
1 вариант

Всего:
2 вариант

Всего:

Аналогичным образом, оценкой эффективности инвестиций по чистому дискон-
тированному доходу можно производить технико-экономическое сравнение любых
вариантов технологии добычи и вариантов природоохранных мер.

2. Индекс доходности (ИД, синоним - индекс прибыльности PI) - отношение
суммы приведенных эффектов к величине инвестиционного капитала:
1 1
PI = ИД = *?( R t ? З t )* , руб .
Кt (1 + Еt )t
где Кt – инвестиционный капитал, руб.;
Зt - полные затраты по общерудничной себестоимости на t-м шаге расчетов, руб.

Проект считается эффективным в случае, если ИД больше единицы. Индекс до-
ходности в курсовых и дипломных проектах, по согласованию с руководителем, мож-
но не рассчитывать.


82
3. Внутренняя норма доходности (ВНД, синоним - внутренняя норма прибыли
IRR) - та норма дисконта Е, при которой величина приведенных эффектов равна при-
веденным инвестиционным вложениям, т.е. та норму, при которой осуществление
проекта приносит возврат осуществленных инвестиций точно к концу расчетного пе-
риода. Если эта норма выше процентной ставки кредита, то кредит выгодно брать.
Расчет очень сложен и в курсовых, дипломных проектах производить его не следует.

4. Срок окупаемости (tок) представляет собой длительность периода, в течение
которого первоначальные вложения и другие затраты, связанные с осуществлением
проекта, покрываются суммарным денежным эффектом, приносимым проектом, т.е.
когда сумма чистых доходов будет равна сумме инвестиций:

? Е ?
ln ?1 ? t * (1 ? (1 + r ) ? t )?
? r ? , г о ды
tок =
ln(1 + Е t )
Внутренняя ставка доходности r (рентабельность предприятия), должна быть
больше величины Еt , иначе инвестиции убыточны.

Оглавление
Часть 3. Системы разработки при подземной добыче руды
§ 1. Классификация систем разработки 2
А. Классификация систем по Агошкову М.И. 2
Б. Классификация систем по Именитову В.Р. 3
В. Другие классификации систем разработки 6
§ 2. Технология очистных работ в блоке 8
Технология создания отрезной щели 8
I класс. Системы с открытым очистным пространством 8
II класс. Системы с магазинированием руды в очистном пространстве 14
III класс. Системы с закладкой очистного пространства 16
IV класс. Системы с креплением очистного пространства 19
V класс. Системы с креплением и с закладкой 20
VI класс. Системы с обрушением вмещающих пород 20
VII класс. Системы с обрушением руды и вмещающих пород 21
VIII класс. Комбинированные системы разработки 25
§ 3. Конструкции днищ блоков с массовой отбойкой 26

Часть 4. Выбор технологии добычи руды
§ 1. Особенности эксплуатации сложноструктурных месторождений, оценка по-
30
добия массивов
§ 2. Методология выбора технологии добычи руды 36
§ 3. Технологии последующего использования пустот 48
§ 4. Выбор системы разработки 55
Методика выбора систем подземной разработки рудных месторождений 57
Упрощённый учёт инвестиционных вложений 59
Обоснование параметров систем разработки 65


83
Последовательность выбора подготовительно-нарезных выработок 66
Последовательность расчёта очистных работ 67
Последовательность расчёта параметров системы разработки 68
Извлечение полезных ископаемых 68
Определение размеров основных элементов систем разработки 71
§ 5. Технико-экономическое сравнение вариантов технологии добычи полезных
73
ископаемых





Перейти к полному тексту работы