Обґрунтування параметрів і режиму комплексної відкрито-підземної розробки рудних родовищ

Размещено на http://www.allbest.ru/

НАЦІОНАЛЬНА АКАДЕМІЯ НАУК УКРАЇНИ

ІНСТИТУТ ГЕОТЕХНІЧНОЇ МЕХАНІКИ ІМ. М.С. ПОЛЯКОВА

УДК 622.012.2.001.2

Автореферат

дисертації на здобуття наукового ступеня

доктора технічних наук

ОБҐРУНТУВАННЯ ПАРАМЕТРІВ І РЕЖИМУ КОМПЛЕКСНОЇ ВІДКРИТО-ПІДЗЕМНОЇ РОЗРОБКИ РУДНИХ РОДОВИЩ

Спеціальність 05.15.02 - підземна розробка родовищ корисних копалин

ЧЕРНИХ ОЛЕКСАНДР ДМИТРОВИЧ

Дніпропетровськ - 2008

Дисертацією є рукопис.

Робота виконана в Інституті геологічних наук Національної академії наук України (ІГН НАН України), м. Київ.

Науковий консультант:

Капленко Юрій Петрович, доктор технічних наук, професор, Криворізький технічний університет Міністерства освіти і науки України, завідувач кафедри підземної розробки родовищ корисних копалин.

Офіційні опоненти:

Усаченко Борис Миронович, доктор технічних наук, професор, Інститут геотехнічної механіки ім. М.С. Полякова Національної академії наук України (м. Дніпропетровськ), завідувач відділу механіки гірських порід;

Бондаренко Володимир Ілліч, доктор технічних наук, професор, Національний гірничий університет Міністерства освіти і науки України (м. Дніпропетровськ), завідувач кафедри підземної розробки родовищ;

Цариковський Володимир Валентинович, доктор технічних наук, старший науковий співробітник, Державне підприємство "Науково-дослідний гірничорудний інститут" Міністерства промислової політики України (м. Кривий Ріг), завідувач відділу підземних гірничих робіт і геомеханіки.

Захист відбудеться "25" квітня 2008 р. о 13:00 годині на засіданні спеціалізованої вченої ради Д 08.188.01 при Інституті геотехнічної механіки ім. М.С. Полякова НАН України за адресою: 49005, м. Дніпропетровськ, вул. Сімферопольська, 2а.

З дисертацією можна ознайомитись у бібліотеці Інституту геотехнічної механіки ім. М.С. Полякова за адресою: 49005, м. Дніпропетровськ, вул. Сімферопольська, 2а.

Автореферат розісланий "24" березня 2008 р.

Вчений секретар спеціалізованої вченої ради, кандидат технічних наук В.Г. Шевченко.

ЗАГАЛЬНА ХАРАКТЕРИСТИКА РОБОТИ

Актуальність теми. При досягненні кар'єрами граничної глибини виникає проблема відпрацювання підкар'єрних запасів руд. Додаткове поглиблення кар'єрів через пологі укоси робочого та неробочих бортів супроводжується значними затратами на розробку розкриву, додаткове вилучення земель під зовнішні відвали й доставку руди на поверхню. Крім того, у цьому випадку не використовується відпрацьований простір кар'єру та його транспортні комунікації. Усе це призводить до необхідності використання нетрадиційних способів розробки глибоких горизонтів кар'єрів.

Установлено, що поза розроблюваними граничними контурами кар'єрів Кривбасу залишається біля 4 млрд. т розвіданих і затверджених запасів залізистих кварцитів. Ці запаси залягають у неробочих бортах і нижче відмітки їхнього дна.

Відкрита розробка приконтурних запасів є недоцільною, оскільки вони залягають за граничними контурами, установленими за економічними критеріями. Крім того, економічну недоцільність зумовлює розміщення на поверхні транспортних комунікацій, промислових об'єктів, житлових районів, хвостосховищ та інших аналогічних споруд, додатковий рознос бортів кар'єрів.

Ураховуючи, що традиційні способи підземної розробки приконтурних запасів супроводжуються значними затратами на проведення гірничокапітальних та гірничопідготовчих виробок, доцільною є відкрито-підземна розробка.

Відкрито-підземна розробка - це складна геомеханічна система, яка включає комплекс елементів відкритих і підземних робіт, особливості якої не вивчені. відкрита підземна руда комплексна

Створення науково-методичних основ проектування комплексної розробки рудних родовищ, що враховують параметри, режим та оптимальні межі відкритого, відкрито-підземного і підземного способів видобування, які створюють між собою єдиний технологічний комплекс, а також забезпечують розв'язання геомеханічних завдань, є актуальною науковою проблемою.

Зв'язок роботи з науковими програмами, планами, темами. Спрямованість дисертації відповідає тематиці робіт, виконаних Інститутом геологічних наук НАНУ з комплексного освоєння мінеральних ресурсів за участю автора. Автор брав участь у виконанні тем "Апробація відкрито-підземного способу розробки кварцитів для умов Центрального гірничо-збагачувального комбінату Кривбасу" (№ держ. реєстрації 0124U0039495), "Наукові основи комплексної відкрито-підземної розробки родовищ України" (№ держ. реєстрації 0254U487960), "Розробка технології підземного виймання залізистих кварцитів за граничними контурами діючих кар'єрів Кривбасу і Полтавського ГЗК" (№ держ. реєстрації 0294U87785).

Мета і завдання дослідження. Метою роботи є обґрунтування параметрів і режиму комплексної відкрито-підземної розробки рудних родовищ, що забезпечує своєчасне й повне використання розвіданих запасів з високими техніко-економічними показниками та мінімальний вплив гірничих робіт на навколишнє середовище.

Ідея роботи полягає у використанні встановлених закономірностей з формування єдиного стійкого виробленого простору при комплексній відкрито-підземній розробці корисних копалин для обґрунтування проектних параметрів і режимів технології гірничих робіт.

Для досягнення поставленої мети в роботі сформульовано такі завдання:

- обґрунтувати параметри відкрито-підземного ярусу (ВПЯ), у т.ч. його граничну глибину на основі критерію стійкості та закономірностей розподілу напружень за його контуром, а також розробити економіко-математичну модель оптимізації глибини розробки з урахуванням екологічних чинників;

- розробити метод розрахунку параметрів прибортових і підкар'єрних ціликів;

- розробити геомеханічне обґрунтування параметрів відкритих відпрацьованих просторів, утворених унаслідок проведення відкрито-підземних робіт на основі закономірностей об'ємного розподілу напружень і деформацій;

- створити теоретичні основи режиму й методів визначення річної продуктивності відкрито-підземних робіт з урахуванням утилізації відходів гірничого виробництва при різноманітних ситуаціях розвитку кар'єру;

- розробити й обґрунтувати еколого-економічні критерії ефективності внутрішнього відвалоутворення;

- обґрунтувати критерії визначення оптимальних меж відкритого, відкрито-підземного та підземного способів розробки при комплексному їх застосуванні для родовищ з різними геолого-технологічними параметрами.

Методи досліджень базуються на комплексній методиці, що включає аналіз і узагальнення досвіду; теоретичні й експериментальні дослідження з використанням аналітичних методів розрахунку кутів стійких укосів за порівнянням результатів багатьох авторів; моделювання на еквівалентних і оптичних матеріалах і методом кінцевих елементів (випробувано 32 моделі); прогнозування напружено-деформованого стану масиву на основі фізико-механічних властивостей зразків, отриманих з глибоких свердловин і підземних дренажних виробок; обробку фактичних параметрів стану рудних уступів і суцільних ділянок бортів кар'єрів значної висоти; економіко-математичне моделювання та складання блок-схем алгоритмів, що моделюють параметри й оптимальний режим комплексної розробки; промислову перевірку запропонованих способів на ГЗК.

Об'єктом досліджень є технологія і процеси комплексної відкрито-підземної розробки експлуатованих родовищ на діючих підприємствах.

Предметом досліджень є закономірності зміни параметрів і режиму технологічного комплексу, сформованого в результаті відкритих, відкрито-підземних і підземних робіт при освоєнні родовищ на повну глибину і за всією площею.

Наукові положення, які виносяться на захист.

1. Повнота вилучення запасів рудних родовищ досягається при відкрито-підземній розробці, яка є складною технологічною системою, ефективність функціонування якої при формуванні єдиного виробленого простору забезпечується взаємоувязкою параметрів, режимів і оптимальних меж відкритого, відкрито-підземного і підземного способів видобутку в єдиній технологічно-організаційній сукупності.

2. Продуктивність відкрито-підземного ярусу тісно пов'язана з інтенсивністю відробки глибоких горизонтів кар'єру та може бути підвищена при зростанні горизонтальної швидкості посування робочого борту кар'єру за рахунок збільшення його кута з 12-14° до 22-25°.

3. Зниження напружено-деформованого стану й запобігання локальним обваленням оголених порід досягається шляхом формування прибортових і підкар'єрних ціликів і своєчасним заповненням відпрацьованого простору розкривними породами, при цьому швидкість посування внутрішнього відвалу повинна дорівнювати швидкості посування очисних робіт у відкрито-підземному ярусі (60-120 м/рік), при цьому за умов систем розробки з відкритим очисним простором відвал формують з відставанням не менше як на 50 м, а при системах розробки з обваленням формування відвалу повинне випереджувати фронт підземних робіт не менше як на 25-30 м.

4. Гранична глибина відкрито-підземного ярусу з кутами стійких укосів 75-64° при розробці залізистих кварцитів потужністю до 500 м змінюється від 70 до 160 м, а максимальна глибина для покладів потужністю більше 500 м при рівності кутів стійкого укосу й скочування відбитої руди, який дорівнює 52°, складає 290 м, при доробці кар'єрів Кривбасу залізисті кварцити в стійких контурах відкрито-підземного ярусу відробляють відкритими камерами висотою 120-140 м з міжкамерними ціликами шириною 25-30 м.

Наукова новизна отриманих результатів. Уперше розроблено технологічні принципи формування відкритих вироблених просторів, які засновані на керуванні напружено-деформованим станом гірського масиву і його стійкістю, шляхом змін форми й параметрів прибортових та підкар'єрних ціликів і запобіганні зрушення відпрацьованих ділянок бортів кар'єру та ВПЯ відповідним режимом відсипання внутрішнього відвалу.

Для визначення стійкості відпрацьованих бортів відкрито-підземного ярусу складної форми вперше запропоновано графоаналітичний і диференційований методи, засновані на взаємозв'язку стійкості оголеного рудного масиву, кута скочування відбитої руди й показника посування.

Уперше обґрунтовано теоретичні основи режиму комплексної відкрито-підземної розробки з максимальним розміщенням відходів виробництва у виробленому просторі; установлено порядок ведення відкрито-підземних і підземних робіт при різних стадіях розвитку кар'єру для систем розробки з підтримкою виробленого простору й систем з керованим обваленням під породами внутрішнього відвалу.

Уперше встановлено закономірності зміни напружено-деформованого стану (НДС) неробочих бортів кар'єру та ВПЯ від завантаження породами внутрішнього відвалу й розроблено методи визначення технологічної можливості внутрішнього відвалоутворення; сформульовано теоретичні положення режиму відсипання внутрішніх відвалів у відкритому виробленому просторі відкрито-підземного ярусу й кар'єру.

Уперше створено науково-методичні основи визначення меж відкритого, підземного й відкрито-підземного способів розробки родовищ залізистих кварцитів на повну глибину та за всією площею, які створюють взаємопов'язаний технологічний комплекс на основі еколого-економічних критеріїв.

Наукове значення роботи полягає у теоретичному обґрунтуванні технології, параметрів і режиму комплексної відкрито-підземної розробки рудних родовищ з внутрішнім відвалоутворенням.

Практичне значення отриманих результатів полягає в розробці науково-методичних основ проектування:

- параметрів відкрито-підземного ярусу за умовою граничної стійкості, заснованої на фактичному стані гірських масивів у промислових умовах і параметрів прибортових і підкар'єрних ціликів;

- технологічних режимів підтримки вироблених просторів у стійкому стані;

- режиму й оптимізації меж відкритих, підземних і відкрито-підземних робіт взаємопов'язаного технологічного комплексу гірничих робіт по вертикалі й горизонталі;

- технології комплексної розробки родовищ, яка дозволяє знизити до мінімуму інвестиції на видобуток руди відкрито-підземним способом за рахунок використання виробленого простору кар'єру, його бурового й вантажно-транспортного устаткування й значно зменшити негативний вплив гірничих робіт на довкілля.

Автором підготовлені й опубліковані методичні та перспективні (ИПКОН АН СССР, 1985; НДГРІ, 1988) рекомендації з відкрито-підземної розробки. На підставі рекомендацій здійснено проектування комплексної розробки кар'єру №1 ЦГЗК, Лебединського, Приоскольського, Салаїрського, Аннівського, Лавриківського родовищ і промислову апробацію відкрито-підземної розробки золотовмісних руд у неробочих бортах і нижче дна кар'єрів "Головний" і "Харитонівський" зі значним економічним та екологічним ефектом.

Особистий внесок здобувача в наукові результати, які подані в дисертації й виносяться на захист.

Розроблено нові принципи поєднання відкритих і підземних робіт з утворенням між ними взаємозв'язаного технологічного комплексу та єдиного виробленого простору, підтверджені 11 винаходами.

Розроблено методологію визначення параметрів відкрито-підземного ярусу, у т. ч. графоаналітичний метод визначення його граничної глибини й аналітичні методи оптимізації параметрів на основі експериментальних і промислових даних.

Запропоновано диференційований метод визначення стійкості бортів кар'єру і ВПЯ на основі показника зрушення, що характеризує фактичний стан гірського масиву в промислових умовах.

Обґрунтовано теоретичні положення оптимального режиму комплексної розробки родовищ з максимальним розміщенням відходів виробництва у виробленому просторі; установлено оптимальний порядок видобутку руд на різних стадіях розвитку кар'єру для систем розробки з підтримкою виробленого простору й систем з керованим обваленням під породами внутрішнього відвалу.

Розроблено наукові методи визначення технологічної можливості внутрішнього відвалоутворення й сформульовано теоретичні положення режиму відсипання внутрішніх відвалів у вироблених просторах ВПЯ і кар'єру. Установлено закономірності зміни напружено-деформованого стану неробочих бортів ВПЯ від завантаження породами відвалу.

Створено методологію визначення оптимальних меж відкритого, підземного й відкрито-підземного способів розробки родовищ, які створюють взаємопов'язаний технологічний комплекс, на економічно раціональну глибину і площі на основі еколого-економічних чинників.

Розроблено класифікацію способів комплексної розробки родовищ і структурну схему технологічних, економічних і соціальних чинників її ефективності.

Апробація результатів дисертації. Наукові положення та результати роботи доповідалися на Міжнародній науково-технічній конференції "Second World congress on non-metallic minerals" (Пекін, 1989), Міжнародному симпозіумі з проблем глобалізації ринку мінеральних ресурсів (Київ, 2005), Міжнародній конференції "Совершенствование открыто-подземной разработки рудных месторождений" (Кривий Ріг, 1984), Міжнародному семінарі "Совершенствование методов организации выемки пород вскрыши и их комплексное использование" (Київ,1990), Міжнародній конференції "Проблемы освоения мировых запасов минеральных ресурсов" (Славське, 2007), - а також на науково-технічних радах інститутів і гірничорудних підприємств ІГН НАНУ, ІГТМ НАНУ, "Гипроруда", "НДГРІ", відділення ІТМ НАНУ, ВИОГЕМ, "Кривбасруда", на технічних радах Центрального, Салаїрського і Полтавського ГЗК.

Публікації. За темою дисертації опубліковано 44 наукові праці, у т. ч. 6 монографій і 4 брошури. Нові способи комплексної відкрито-підземної розробки родовищ захищені 11 винаходами.

Обсяг і структура дисертації. Дисертація складається зі вступу, 7 розділів, висновків, списку використаних джерел зі 104 найменувань і 1 додатка. Загальний обсяг роботи складає 294 сторінки, у тому числі 265 сторінок основного тексту, 71 рисунок і 51 таблиця.

ОСНОВНИЙ ЗМІСТ РОБОТИ

У першому розділі проаналізовано літературні джерела з питань послідовної відкритої й підземної та спільної розробки родовищ, обґрунтовано основні завдання досліджень щодо утворення нових технологій, які дозволяють розробляти надра з покращеними економічними й екологічними показниками.

Сучасні техніка та технологія видобування корисних копалин дозволяють вести відкриті роботи на глибині 350-400 м, проте при цьому різко збільшуються об'єми крихкого й особливо скельного розкриву, що приводить до різкого зростання собівартості видобування руди. Крім того, зростає відстань транспортування розкривних порід у зовнішні відвали через постійне зростання зайнятості площ навколо кар'єру. Так, у середньому за залізорудними кар'єрами на кожні 100 м збільшення їх глибини собівартість видобування 1 м ³ гірської маси зростає на 15-20 %. Надалі в умовах доопрацювання найбільш глибоких горизонтів кар'єрів слід чекати подальшого зростання собівартості видобування руди. Упродовж останніх десятиліть триває зниження якості корисних копалин на розроблюваних родовищах. Збільшення глибини їхньої розробки, значне ускладнення гірничо-геологічних та економіко-географічних умов їх промислового освоєння зумовили, незважаючи на широкий вплив науково-технічного прогресу, стійку тенденцію постійного зростання об'ємів розкривних робіт і пов'язане з цим значне їх відставання на гірничорудних підприємствах України. Так, наприклад, відставання розкривних робіт від проектних за кар'єрами Кривого Рогу на 01.01.2007 склало близько 295 млн. м ³. Крім того, при зовнішньому відвалоутворенні ареал порушення природного середовища значно перевищує площу гірничого відведення, що призводить до зниження врожайності навколишніх земельних угідь, а витрати на виконання природоохоронних заходів досягають 15-20 % у собівартості видобування корисних копалин. Тільки в Кривбасі необоротна втрата цінних родючих земель склала 21 тис. га, а на площі в 12,4 тис. га землі є засоленими й малопридатними для сільськогосподарського виробництва.

Одним з перспективних напрямків підвищення ефективності роботи гірничо-видобувних підприємств і зменшення порушень навколишнього середовища при розробці потужних рудних родовищ є комплексний відкрито-підземний спосіб з внутрішнім відвалоутворенням і своєчасним розміщенням максимальних об'ємів відходів гірничорудного виробництва у вироблених просторах.

У гірничій енциклопедії зазначено "…Зі значного числа комплексних гірничих технологій, які отримують все більш широке застосування в практиці розробки родовищ, найбільші перспективи мають: комплексна відкрито-підземна розробка родовищ, яка дозволяє при істотному зниженні загальної собівартості видобування корисних копалин розвивати такі її розміри, які недоступні при звичайній послідовній розробці родовища відкритим і підземним способами..." (Гірнича енциклопедія, 1987, т. ІІІ).

Комплексний підхід до експлуатації родовищ в даний час є загальноприйнятим. Кожне родовище необхідно розглядати не з позиції одного способу розробки, а в комплексі, використовуючи переваги кожного з них. Основою для створення комплексної розробки рудних родовищ є спільна і комбінована розробки, значний внесок до розвитку яких внесли Б.М. Андрєєв, Д.В. Гордін, П.І. Гушко, М.І. Дядечкін, П.Ю. Зурков, Д.М. Казикаєв, В.В. Куліков, А.М. Маєвський, Ю.М. Ніколашин, М.Г. Новожилов, І.Б. Ошмянський, Б.І. Римарчук, С.О. Сторчак, В.І. Терентьев, А.Г. Шапар, М.Ф. Шнайдер, В.О. Щелканов, Г.І. Чорний, Б.П. Юматов та ін.

Відкрито-підземний спосіб розробки є одним з етапів комплексного освоєння надр і ґрунтується на результатах фундаментальних досліджень з відкритих і підземних робіт М.І. Агошкова, В.Р. Безуха, В.Ф. Бизова, В.Г. Близнюкова, В.І. Бондаренка, С.Г. Борисенка, Д.М. Броннікова, А.Ф. Булата, Ю.Г. Вілкула, А.Ю. Дриженка, Є.І. Єфремова, Ю.П. Капленка, Д.Р. Каплунова, В.А. Колосова, М.С. Кудрявцева, Г.М. Малахова, К.М. Трубецького, Б.М. Усаченка, П.І. Федоренка, В.В. Цариковського, М.С. Четверіка, В.А. Шестакова та ін.

При створенні нових способів розробки нижче відмітки дна кар'єру використано позитивні чинники ведення видобувних робіт при максимально стійкому куту укосу рудного масиву: концентрація вантажно-транспортних робіт на одному горизонті; гравітаційне транспортування відбитої руди; використання високопродуктивного кар'єрного устаткування. Відмінною особливістю цих способів є формування між відкритими й підземними роботами єдиного виробленого простору, так званого відкрито-підземного ярусу.

Подано класифікації приконтурних запасів руд на кар'єрах і способи їх виїмки.

У другому розділі подано технологію та параметри відкрито-підземної розробки прибортових запасів руд на кар'єрах. Для розрахунку параметрів відпрацьованого простору найбільш вірогідні результати дає комплекс методів моделювання. На їх основі розроблено методичні основи визначення параметрів і режиму відкрито-підземної розробки. Основним завданням використання таких методів розробки є обґрунтування параметрів ВПЯ за критерієм стійкості. Оскільки ці способи застосовуються на кар'єрах, то необхідно використовувати фізико-механічні властивості руди й вміщуючих порід, визначені в кар'єрних умовах, геологічні дані детальної та поточної розвідки, здійснюваної бурінням свердловин з кар'єру, властивості руди і порід при проходці підземного дренажного комплексу, пройденого на 50-100 м нижче відмітки дна кар'єру. Обробка вищенаведених даних дозволяє отримати достатню інформацію про міцність, тріщинуватість, вологоємність, пористість та інші властивості руди, наміченої до відпрацювання відкрито-підземним способом. Для розрахунку кутів стійких укосів ВПЯ було апробовано методики ряду авторів та інститутів. Зіставлення розрахункових даних за цими методами показало великий розкид значень. Наприклад, кут стійкого укосу для кварцитного уступу заввишки 100 м за даними різних авторів склав 42-85°. Установлено, що при відкрито-підземній розробці прибортових похилих покладів з кутом падіння 60-85° максимальна глибина відкритого відпрацьованого простору складає 70-120 м.

При відкрито-підземній розробці прибортових покладів з кутом падіння 60-85° максимальна глибина утвореного виробленого простору може складати 70-80 м. Установлено, що укоси відкритих камер з лежачого боку не підлягають деформаціям і обваленню. З висячого боку відбувається зрушення й обвалення ділянки борту кар'єру та укосу відкритої камери під кутом 103-105°. Для запобігання зрушенням у висячому боці покладу за фронтом робіт залишають підпірні та розпірні цілики, параметри яких визначають з урахуванням режиму, відкрито-підземних робіт і навантаження розкривними породами.

При відпрацюванні відкрито-підземних камер безпосередньо з берм неробочого борту кар'єру зі створенням єдиного виробленого простору над камерою утворюється стелина з потужністю 15-60 м. Розрахунки показали, що при розробці руди безпосередньо у неробочих бортах кар'єрів відбувається обвалення стелин у вигляді 1-3 кар'єрних уступів під кутом 67-82°. У цьому випадку перед початком відробки камери верхню частину ділянки неробочого борту з кутом укосу 38-42°, що нависає над камерою, необхідно гасити на висоту 2-3 кар'єрних уступів (15-36 м) з доведенням кута укосу борту над камерою, який дорівнює куту зрушення.

У третьому розділі викладено нові способи відкрито-підземного виймання руд нижче відмітки дна кар'єрів, що утворюють єдиний взаємопов'язаний технологічний простір між кар'єром і підземними роботами. Такий підхід до створення нових способів дає основні переваги: концентрацію вантажно-транспортних робіт на одному горизонті й безпеку гірничих робіт. При відкрито-підземній розробці підкар'єрних запасів руд з гравітаційною доставкою руди на концентраційний горизонт найбільш економічним видом навантажувального обладнання є віброживильники. Коефіцієнт віддачі продуктивності віброживильника на одиницю ваги в 44-52 рази більший від коефіцієнта віддачі кар'єрних і підземних екскаваторів. При умовно прийнятій однаковій вазі двох порівнюваних типів обладнання продуктивність віброживильника в 21-28 разів вища від продуктивності кар'єрного навантажувального обладнання, при цьому капітальні витрати на придбання віброживильників у 24-25 разів нижчі, ніж екскаваторів. Мала вага (6-9 т) порівняно з екскаваторами (131-193 т), менша кількість обслуговуючого персоналу, мінімальні енергетичні витрати роблять віброживильник основним видом навантажувального обладнання на концентраційному горизонті ВПЯ.

У четвертому розділі запропоновано методичні основи визначення параметрів і режиму відкрито-підземної розробки руд нижче відмітки дна кар'єрів.

Детальний аналіз методів розрахунку параметрів відкритого відпрацьованого простору значної глибини показав, що найбільш прийнятним критерієм оцінки стійкості відслонень ВПЯ є показник зрушення R_з за В.В. Куликовим. Перевагою цього показника є те, що він враховує комплекс фізико-механічних властивостей руди безпосередньо в масиві, сейсмічну дію на масив при проведенні БПР протягом тривалого періоду, а також терміни його знаходження в стійкому стані. Цей показник використано як основний у методиці за визначенням головних параметрів ВПЯ.

Глибину ВПЯ за критерієм стійкості визначають:

, (1)

де R_з - показник зрушення, визначений на основі фактичного стану кар'єрних уступів.

Для рудного масиву, непорушеного крупними тріщинами:

(2)

де f - коефіцієнт міцності за М.М. Протодьяконовим.

Кути стійких укосів ВПЯ при їх симетричному розташуванні для різної міцності відпрацьованих руд становлять:

; (3)

; (4)

; (5)

. (6)

Ширину дна ВПЯ визначають за формулою:

, (7)

при цьому умовно приймають, що , де , - ширина покладу і ВПЯ за поверхнею.

Установлено, що глибина ВПЯ змінюється від 40 до 290 м при кутах стійких укосів від 90 до 52°. Гранична глибина ВПЯ при ширині відпрацьованого покладу понад 505 м складає 290 м, при цьому б_у = б_ск = 52°. Подальше поглиблення ВПЯ і відповідно зменшення кутів стійких укосів порушують принцип гравітаційного транспортування руди під дією власної ваги, тобто б_ск > б_у, де б_ск - кут природного скочування відбитої руди.

Дослідження напружено-деформованого стану гірського масиву за контурами ВПЯ з використанням методів моделювання: МКЕ, фотопружності та еквівалентних матеріалів, дозволило зробити такі висновки:

- найбільш стійкий стан бортів ВПЯ забезпечується при відпрацюванні крутих покладів із симетричним розташуванням укосів; глибина ВПЯ може досягати 120-185 м при кутах укосів 90-72°;

- при розробці похилих покладів з кутом падіння 65-85° найбільш небезпечними ділянками є укоси бортів кар'єру та ВПЯ з висячого боку покладу; результати моделювання показали, що в основному відбуваються зрушення й обвалення двох-трьох кар'єрних уступів неробочого борту кар'єру та верхньої частини борту ВПЯ під кутом 105-109°.

Вибір економічно оптимальної глибини ВПЯ проводять за витратами:

а) на підготовчо-нарізні роботи:

; (8)

б) на буропідривні роботи

; (9)

в) економічного ефекту від внутрішнього відвалоутворення

(10)

де - сумарні об'єми підготовчо-нарізних робіт і питома вартість проходки бурових, випускних і розкривних виробок; В^к, В^ш - вихід гірничої маси з 1 м бурової свердловини, пробуреної кар'єрним і шахтним верстатом; q^к, q^ш - питома витрата ВР для двох типів свердловин; - вартість вибухових робіт; - сумарні запаси ВПЯ та період їх відпрацювання; - норматив для приведення різночасових витрат; t - період часу приведення різночасових витрат; - загальні витрати на зовнішнє і внутрішнє відвалоутворення.

Для оцінки оптимальності запропоновано коефіцієнт підземності ВПЯ, виражений відношенням кількості підземних виробок, пройдених за простяганням оголеного робочого борту ВПЯ, до його площі:

, (11)

де - площі перетинів бурових, випускних та інших підземних виробок.

У загальному вигляді рівняння оптимальної глибини ВПЯ запишеться:

. (12)

На рис. 1. наведено залежності витрат на підготовку ВПЯ і ширини відпрацьованого покладу від глибини ВПЯ.

Рис. 1. Залежність питомих витрат на ГПР (а) і ширини покладу (б) від глибини відкрито-підземного ярусу.

Режим відкрито-підземних робіт вважається встановленим, якщо визначено межі відкритих (ВЯ), відкрито-підземних і підземних (ПЯ) робіт, напрям розвитку різних способів розробки, швидкість горизонтального посування й швидкість поглиблення ВЯ, ВПЯ і ПЯ, оптимальну продуктивність ярусів, взаємопов'язані об'єми розкриття та внутрішнього відвалу, швидкість його посування, проведено взаємозв'язку вантажопотоків і якості рудної маси за роками існування комплексного рудника з розробкою родовища на повну глибину та за всією площею. Одним з важливих параметрів режиму комплексної розробки є швидкість посування фронту робіт, яка значно впливає на продуктивність кар'єру і ВПЯ.

У варіанті відпрацьованого кар'єру швидкість посування відкрито-підземних робіт визначають:

. (13)

Оптимальна швидкість посування фронту робіт ВПЯ при системах розробки:

а) з торцевим випуском руди та роботою ПДМ або екскаваторів:

; (14)

б) з випуском руди й подальшою роботою комплексу віброживильник-транспорт:

; (15)

де

- число одночасно працюючих віброживильників; t_вщ - період проходки відрізної щілини ВПЯ; d₂ - відстань між завантажувальними нішами; К_в - кількість рядів віброживильників; ?_б - безпечна відстань між неробочим бортом кар'єру та ВПЯ; П_пм, П_в - річна продуктивність вантажної машини; Т_д - період відпрацювання ВПЯ; ?_р, ?_фр - довжина розвалу відбитої руди і фронту робіт; ?_в - мінімальна довжина дна кар'єру на початку відкрито-підземних робіт.

Горизонтальна швидкість посування внутрішнього відвалу чітко залежить від швидкості посування відкрито-підземних або підземних робіт. У варіанті відпрацювання підкар'єрних запасів руди ВПЯ значення V_в=V_вп. При підземній розробці системами з обваленням необхідно теж дотримуватися умови V_в=V_п з тією різницею, що фронт робіт внутрішнього відвалу випереджає підземні роботи на 25-40 м для забезпечення ефективності випуску руди під розкривними породами.

Для визначення оптимальної продуктивності ВПЯ використовують формулу, яка апробована рядом проектних інститутів:

, (16)

при приймають - фактичну швидкість посування фронту робіт кар'єру; Ш_п, Ш_д - ширина ВПЯ за поверхнею і дном.

Для родовищ з обмеженим простяганням продуктивність ВПЯ визначають:

. (17)

Сумарна продуктивність відкрито-підземного рудника складає:

, (18)

де - продуктивність відповідно кар'єру, ВПЯ в під-кар'єрній і прибортовій зонах, підземних ділянок, розташованих у неробочих бортах, нижче за відмітку ВПЯ і законтурних зонах кар'єру; г - щільність руди; С - периметр дна кар'єру в період переходу з відкритих на відкрито-підземні роботи.

Установлено, що продуктивність ВПЯ при глибині 120-140 м без урахування ВЯ і ПЯ для родовищ з шириною покладу завбільшки 100 м змінюється від 7,0 до 20,0 млн. т / рік; для родовищ Кривбасу відповідно від 3,0 до 9,0 млн. т / рік. Одним з обмежуючих чинників продуктивності ВПЯ є швидкість посування робочого борту кар'єру.

Підвищення кутів укосів бортів приводить до зменшення площі кар'єру в плані й зменшення об'ємів розкривних порід і площ вилучених земель (рис. 2).

Рис. 2. Динаміка зменшення об'ємів розкривання та площ вилучених земель (а) і відповідно ширини та довжини ВЯ за поверхнею при комплексній відкрито-підземній розробці (б) порівняно з відкритою.

У п'ятому розділі обґрунтовано технологічні чинники внутрішнього відвалоутворення, що зменшує вплив гірничих робіт на навколишнє природне середовище. Цей процес дозволяє скоротити на 15-35 % площі земель, які вилучаються, зменшити пилоутворення й запобігти забрудненню водних ресурсів. Внутрішнє відвалоутворення дозволяє на 45-85 % зменшити транспортні витрати на доставку розкривних порід на відвали.

Існує два основні варіанти внутрішнього відвалоутворення (рис. 3):

1) складування розкривних порід у виробленому просторі ВПЯ та у відпрацьованій зоні кар'єру;

2) формування відвалу на дні кар'єру з паралельним підземним відпрацюванням підкар'єрних запасів руди системами з підповерховим або поверховим обваленням.

Рис. 3. Принципові схеми відкрито-підземної розробки з відстаючим (а)

і випереджаючим (б) формуванням внутрішніх відвалів.

Перший варіант доцільно використовувати при розробці крутоспадних родовищ з кутом падіння не менше 75°. Другий варіант найбільш ефективний при розробці похилих родовищ з кутом падіння 70-55°. За другим варіантом доцільно нижній відвальний ярус, що формується безпосередньо на дні кар'єру, відсипати зі скельних порід заввишки 25-30 м для запобігання засміченню руди й підвищення ефективності її випуску під налягаючими породами. Відсипання відвалу необхідно вести з випередженням фронту підземних робіт на 35-40 м.

Формування ВПЯ і його подальше відпрацювання нижче відмітки дна кар'єру мають такі особливості:

- при відбиванні високих уступів заввишки 80-140 м утворюється розвал відбитої руди зі значною довжиною, що досягає 120-180 м;

- відсипання високих відвалів заввишки 80-200 м приводить до збільшення горизонтальної проекції укосу відвалу до 100-200 м і більше.

Зіставлення параметрів розвалу відбитої руди та горизонтальної проекції укосу з довжиною дна кар'єру привело до необхідності визначення раціональної області внутрішнього відвалоутворення за технічними умовами. Використовуємо для цього графоаналітичний метод (рис. 4).

Рис. 4. Графоаналітичний метод визначення мінімальної довжини дна кар'єру за умови внутрішнього відвалоутворення.

Мінімальна довжина дна кар'єру у варіанті відкрито-підземної розробки при відсипанні відвалу:

а) з поверхні ВПЯ:

; (19)

б) з неробочого борту кар'єру, або його верхньої бровки:

, (20)

де

- довжина горизонтальної проекції природного укосу внутрішнього відвалу; б_о - кут укосу внутрішнього відвалу; С - відстань між нижніми бровками укосів розвалу відбитої руди і відвалу.

Мінімальна довжина покладу, що відпрацьовується комплексним відкрито-підземним способом, при формуванні внутрішнього відвалу з поверхні ВПЯ складає:

. (21)

Для визначення технологічної можливості внутрішнього відвалоутворення отримано емпіричні залежності для умов:

Кривбасу - ; (22)

КМА - . (23)

Для оцінки можливості внутрішнього відвалоутворення на передпроектному рівні значення та визначають за емпіричними залежностями для покладів з різною довжиною (табл. 1).

Таблиця 1.

Технологічні умови для внутрішнього відвалоутворення

, м	, м	, м
50-100
100-200
200-300

На підставі проведених досліджень установлено, що:

- при зміні Ш^о від 50 до 500 м і відповідно глибини ВПЯ від 80 до 180 м мінімальна довжина дна кар'єру за умови формування внутрішнього відвалу в контурах ВПЯ змінюється від 226 до 600 м;

- при відсипанні відвалу з поверхні або проміжної відмітки борту кар'єру значення складає 214-595м;

- при довжині дна кар'єру менше 200 м внутрішні відвалоутворення здійснюють тільки після повного відпрацювання кар'єру і ВПЯ.

Відсипання відвалу в цьому варіанті здійснюють після завершення робіт видобування в контурах ВПЯ. Через відсутність розкриву на відпрацьованому кар'єрі внутрішнє відвалоутворення в останньому випадку можливе лише при почерговому відпрацюванні групи кар'єрів.

Для економічного порівняння і вибору способу відвалоутворення складено цільову функцію:

, (24)

де - питомі витрати на транспортування розкривних порід; - середня відстань доставки порід на відвал; - експлуатаційні витрати на укладання і навантаження 1 м³ породи; - капітальні витрати на придбання вантажного і відвального обладнання; - річний об'єм складування; - витрати на вилучення земель.

На основі фактичних і проектних даних залізорудних ГЗК КМА і Кривбасу отримано емпіричні залежності з визначення відстані транспортування розкривних порід у зовнішній і внутрішній відвали:

; , (25)

де Н_к, - глибина кар'єру і довжина його за поверхнею у момент формування внутрішнього відвалу.

Відповідно визначають площі й вартість земель, що вилучаються,

; . (26)

Для визначення економічного ефекту за наведеними витратами на внутрішнє відвалоутворення при комплексній відкрито-підземній розробці залізорудних родовищ на основі даних з проектування внутрішніх відвалів на кар'єрах (Аннівському, №1 ЦГЗК, Лавриківському та ін.) отримано емпіричну залежність:

, (27)

де S_в - сумарна площа земель, що умовно вилучаються під розкривні породи внутрішнього відвалу; V_в - річний об'єм внутрішнього відвалоутворення; n_i - коефіцієнт, який враховує ступінь інфляції.

Економічне порівняння зовнішнього й внутрішнього відвалоутворення показало, що:

- довжина транспортування розкривних порід у внутрішній відвал при зміні глибини кар'єру від 100 до 400 м скорочується з 2,8-18,0 до 0,2-2,4 км, і відповідно в 1,8-9,2 рази зменшуються транспортні витрати;

- при зміні внутрішнього об'єму від 20 до 550 млн. м ³ площа земель, що вилучаються, скорочується на 150-1380 га;

- при збільшенні глибини ВПЯ з 50 до 290 м і довжини дна кар'єру з 1,0 до 5,0 км економічний ефект за приведеними витратами змінюється від 2,5 до 18,0 млн. грн. / рік;

- при збільшенні довжини відпрацьовуваного покладу з 50 до 400 м економічний ефект від внутрішнього відвалоутворення на кожні 50 м приросту довжини покладу зростає на 12-18 %.

Однією з переваг внутрішнього відвалоутворення є можливість підтримки неробочих бортів кар'єру і ВПЯ в стійкому стані, а також регулювання напружено-деформованим станом виробленого простору, утвореного відкрито-підземними роботами в підкар'єрній і прибортовій зонах кар'єру. На основі обробки експериментальних даних, отриманих на восьми моделях оптичним моделюванням, установлено, що формування внутрішніх відвалів у виробленому просторі кар'єру та ВПЯ приводить до зниження в 2,3-3,4 рази напружено-деформованого стану гірського масиву за контурами виробленого простору і створює зусилля розпору між неробочими бортами, що виключає їх зрушення.

На рис. 5 подано приклади моделей, на яких представлені порівняльні картини ізохром і розподіл напруг без навантаження та з навантаженням породами внутрішнього відвалу.

Рис. 5. Порівняльні картині ізохром (а) і розподіл тангенціальних напруг за контурами відкритого і відкрито-підземного ярусів (б) в моделях без навантаження і з навантаженням породами внутрішнього відвалу.

У шостому розділі розроблені методики визначення кутів укосів бортів кар'єрів складної форми. При відкрито-підземній розробці глибоких горизонтів кар'єрів змінюється форма їхніх бортів, які мають трьохукісну форму, що складається з трьох характерних ділянок: укіс борту кар'єру за наносами, скельними вміщуючими породами, рудним масивом ВЯ і ВПЯ. Для розрахунку стійкості таких бортів пропонується диференційований метод, заснований на фактичному стані гірського масиву окремо за кожним типом порід і руд, вираженим через показник R_з. Останній визначається на основі фактичних параметрів кар'єрних уступів, що перебувають тривалий час у стійкому стані.

Кути стійких укосів бортів по кожному окремому масиву гірських порід і руд визначають:

а) за наносами:

; (28)

б) за скельними вмисними породами і частково рудним масивом:

; (29)

в) за рудним масивом відкрито-підземного ярусу:

. (30)

Результуючий кут укосу борту кар'єру складної форми при комплексній відкрито-підземній розробці становить:

, (31)

де

- середня потужність наносів, скельних вміщуючих порід і рудного масиву, що відпрацьовується кар'єром; - висота уступів кар'єру окремо за видами порід і руд; n_у - кількість кар'єрних уступів; К_б - коефіцієнт зменшення результуючого кута укосу борту кар'єру за рахунок залишення берм між трьома окремими видами скельних порід і руд, К_б = 0,87.

У табл. 2 наведено розрахункові кути укосів бортів за умовою стійкості й погашення для умов Південно-Лебединського родовища залізистих кварцитів.

Таблиця 2.

Кути укосів бортів ВЯ і ВПЯ за умовою стійкості і погашення

НВЯ+ВПЯ, м	200	250	300	350	400	450
бу, град.	32,36	34,00	33,48	32,18	30,36	28,18
бп, град.	25,24	27,24	28,36	29,42	30,36	31,18

Як видно з табл. 2, при проектній глибині Н_ВЯ+ВПЯ, що дорівнює 300-350 м, результуючий кут стійкого укосу борту склав 29-30°, конструктивний кут - відповідно 33-32°. У цьому випадку б_у > б_п, що відповідає умові стійкого стану борту кар'єру трьохукісної форми із запасом збільшення б_у на 4-2°.

Збільшення результуючого кута укосу борту кар'єру завглибшки 200-350 м за рахунок зміни технології розробки приводить до зменшення на 7-12 % його площі в плані й відповідно довжини та ширини за поверхнею.

При відкрито-підземній розробці прибортових покладів використовують два основні варіанти:

1) відпрацювання крутоспадних покладів з кутом падіння 75-85° ведуть за схемою ВЯ-ВПЯ-ПЯ з подальшою підтримкою відкритого виробленого простору підпірними ціликами і розкривними породами внутрішнього відвалу (рис. 6 а);

2) для розробки покладів з кутом падіння 55-75° застосовують системи з обваленням і паралельним заповненням виробленого простору скельними породами з кар'єру.

Така технологія порівняно з відкритою розробкою дозволяє виключити додаткове рознесення неробочих бортів кар'єрів, унаслідок цього скоротити на 8-12 га площі земель, що вилучаються, зменшити на 8,0-32,5 млн. м ³ об'єми розкриву, що розробляється, при зміні від 80 до 150 м й отримати економічний ефект за приведеними витратами 1,24-1,63 млн. грн. / рік.

Для підтримки відкритих вироблених просторів у неробочих бортах і нижче за відмітку дна кар'єру використовують підпірні або розпірні цілики (призми). При розрахунку стійкості ціликів необхідно враховувати різницю в навантаженні на них і на цілики при підземній розробці, яка визначається відсутністю тиску на верхню площину. У цьому випадку на цілик в основному діють бічні навантаження (рис. 6 б).

Рис. 6. Схеми розрахунку параметрів відкрито-підземної розробки прибортових покладів (а) і рудних підпірних ціликів у неробочому борті кар'єру (б).

Існує динамічна і статична стійкість цілика. Динамічна стійкість - здатність цілика повертатися до первинного положення рівноваги після припинення дії сил, які порушують рівновагу. Основними чинниками в динамічній стійкості є дія повітряної хвилі під час вибуху та вплив сейсмічних навантажень. Динамічна стійкість цілика зростає зі збільшенням його товщини й пониженням його центру ваги (найбільш стійка форма цілика у вигляді призми з ширшою нижньою основою). На практиці більшою мірою турбуються про статичну стійкість ціликів, яка являє собою здатність чинити опір будь-якому, хоч і малому порушенню його рівноваги.

На рудний цілик, вага якого Q, діє сила Р, яка намагається зруйнувати його або перекинути (рис. 6 б). Рівновага буде лише в тому випадку, якщо рівнодіюча сил Q і Р проходитиме по центру цілика. Якщо ж рівнодіюча сил Q і Р пройде поза опорним контуром цілика, вона даватиме момент, який прагнутиме відокремити цілик від опорної площини й перекинути його. У граничному випадку рівноваги, коли рівнодіюча сил Q і Р пройде через центр цілика, її момент у цій точці дорівнюватиме 0. Тоді, за теоремою Варіньйона, момент рівноваги дорівнює сумі моментів складових сил у граничній рівновазі цілика:

. (33)

Руйнуючий або перекидаючий момент відносно ребер цілика, з протилежного боку якого діє вибухова хвиля, складає:

. (34)

Момент стійкості цілика щодо ребра А становить:

(35)

де - вага цілика; - потужність, довжина і висота цілика; q - тиск повітряної хвилі від вибуху до поверхні цілика.

Якщо < , то цілик руйнується, якщо ? , то він залишається в рівновазі. Відношення моменту стійкості до руйнуючого перекидаючого моменту є коефіцієнтом стійкості рудного цілика:

. (36)

Встановлено, що головним чинником, який впливає на параметри прибортових ціликів та їх кількість, є кут нахилу прибортового покладу. При одночасній відкритій і відкрито-підземній розробках крутоспадних покладів кварцитів цілики завширшки 15-20 м формують через 80-120 м за простяганням покладу. При розробці похилих кварцитних покладів з кутом нахилу 55-75° цілики завширшки 20-25 м формують через 45-80 м.

Одним із завдань комплексної відкрито-підземної розробки є геомеханічне обґрунтування параметрів вироблених просторів, утворених одночасно відкритими, відкрито-підземними та підземними роботами. Для розв'язання даного завдання використано комплекс методів моделювання, який дозволив розробити рекомендації щодо напружено-деформованого стану гірничого масиву за контурами вироблених просторів різної конфігурації. Випробувано 32 моделі. Було використано методи оптичного моделювання, метод кінцевих елементів і моделювання на еквівалентних матеріалах. Методи оптичного моделювання і кінцевих елементів дозволили встановити локальні концентрації напруги.

Стійкість ціликів, розташованих під дном і бортах кар'єру, у результаті навантаження розкривними породами внутрішнього відвалу збільшується в 3,8-4,5 рази. Моделювання на еквівалентних матеріалах дозволило встановити, на відміну від вищеназваних методів, параметри можливих тріщин і зон обвалень у неробочих бортах кар'єру і ВПЯ з доведенням об'ємних динамічних навантажень на моделях до критичних, тобто руйнуючих. Одним з питань моделювання методом фотопружності був вибір критерію стійкості бортів кар'єру та ВПЯ. Відмінною особливістю моделювання відкрито-підземних робіт порівняно з підземними є утворення відкритого контуру моделі на відміну від замкнутого. Така відмінність відіграє істотну роль у визначенні напружено-деформованого стану гірського масиву за контурами виробленого простору. У відкритому контурі концентрації напруги істотно відрізняються від замкнутого.

Це пояснюється такими причинами:

- відсутність розпірного зусилля в неробочих бортах кар'єру та ВПЯ, що створюється в підземних камерах стелиною;

- зрушення й обвалення виробленого простору ВЯ і ВПЯ має увігнуту форму, близьку до параболи;

- відсутність тиску налягаючої товщі розкривних порід над виробленим простором кар'єру та ВПЯ.

Для вибору й обґрунтування критерію стійкості гірського масиву після навантаження моделі відцентровою силою проаналізовано ряд теорій міцності. Найбільш достовірні результати при обробці експериментальних даних дає теорія міцності Мора. Якщо прийняти як критерій стійкості число смуг m, яке характеризує ступінь НДС гірського масиву в моделі, то, розв'язуючи спільно рівняння Мора з рівнянням суми і різниці головних напруг:

,

отримаємо:

. (37)

На підставі розрахунків встановлено, якщо m < [m]- масив стійкий, де - коефіцієнт структурного ослаблення; К_зч - коефіцієнт зчеплення порід; ц - кут внутрішнього тертя; - товщина моделі до і після навантаження; - ціна смуги матеріалу; m - порядок смуги; Е - модуль пружності; µ - коефіцієнт Пуассона при заморожуванні.

У сьомому розділі наведено економічні й екологічні критерії для визначення ефективності комплексної відкрито-підземної розробки залізорудних родовищ. При різних межах відкритих і підземних робіт обрано максимальний прибуток, отриманий від експлуатації всіх розвіданих запасів даного родовища.

Межу переходу на відкрито-підземну розробку прибортових покладів визначають:

, (38)

де Н_в - глибина кар'єру на початку відпрацювання покладу відкрито-підземним способом; - геологічне віддалення прибортового покладу від основного; - середня ширина основного покладу, відпрацьованого відкритим способом; - кут неробочого борту кар'єру за скельними вміщуючими породами та рудним масивом; - товщина наносів.

Оптимальні межі відкритого, відкрито-підземного та підземного ярусів визначають за основної умови

, (39)

де Ц ₁, Ц ₂,…, Ц_n - відпускна ціна продукції, що отримується із запасів кожної різновидності корисної копалини, включеної в розробку на глибині гірничих робіт Н_і; К ₁, К ₂,…, К_n - коефіцієнт переходу від кількості запасів корисних копалин до товарної продукції; С ₁, С ₂,…, С_n - приведена собівартість видобування й переробки за видами корисних копалин, включених у розробку при глибині гірничих робіт, що дорівнює Н_і; Q₁, Q₂,…, Q_n - загальні запаси за видами корисних копалин при глибині гірничих робіт, що дорівнює Н_і.

Запропонований принцип має дві істотні переваги:

1) оскільки прибуток залежить не тільки від собівартості продукції, але й від величини сумарних запасів розробки, запропонований принцип забезпечує повніше залучення до експлуатації запасів родовища відкритим і відкрито-підземним способами за рахунок зменшення частки запасів підземної розробки;

2) отримані результати є стійкими відносно можливих змін у період експлуатації родовища оптових цін на продукцію, що виробляється ГЗК, а також змін цін на споживані ресурси та продукцію.

На підставі проведених інститутом "Ценгрогипроруда" проектних робіт для умов Приоскольського родовища встановлено, що глибина кар'єру та ВПЯ, визначена за граничним коефіцієнтом розкриву, складає 205 і 125 м, а максимальний прибуток досягається при глибині кар'єру і ВПЯ відповідно 350 і 115 м, що дозволяє збільшити промислові запаси кварцитів на 290 млн. т, збільшити продуктивність рудника з 28,7 до 34,3 млн. т й отримати прибуток 138 млн. грн.

Для випадку розробки родовищ зі складною конфігурацією в плані, коли основну частину запасів відпрацьовують відкритим способом, тобто , межу переходу на комплексну відкрито-підземну розробку визначають за комплексним коефіцієнтом розкриття.

Комплексний коефіцієнт розкриття при порівнянні відкритого і комплексного способів розробки визначають:

...