Оптимизация схем подготовки месторождений наклонными съездами

ГЕОТЕХНОЛОГИЯ

УДК 504.55.054:622

ОПТИМИЗАЦИЯ СХЕМ ПОДГОТОВКИ МЕСТОРОЖДЕНИЙ НАКЛОННЫМИ СЪЕЗДАМИ

В.И. Голик, В.Б. Заалишвили

Сформулирована задача совершенствования подготовки месторождения как уменьшение объема проходческих работ с учетом скорости понижения зоны очистных работ, максимальной загрузки мобильной техники, обеспечения проветривания очистных забоев и производительности рудника. Дана количественная оценка вариантов подготовки этажа с оптимизацией расстояния между выработками и рудным телом. Приведены результаты моделирования. Рекомендованы оптимальные варианты подготовки двумя наклонными съездами, расположенными на флангах залежи.

Ключевые слова: руда, месторождение, подготовка этажа, наклонный съезд, моделирование, выпуск, выработка.

В ближайшей перспективе горному производству предстоит технологическая диверсификация: освоение технологий разработки месторождений подземным способом вместо ранее превалировавшего открытого способа [1-3]. При этом окажутся неприемлемыми технологии с разрушением рудов-мещающих массивов и земной поверхности.

Размеры и форма слагающих большинство месторождений рудных тел, их расположение в земной коре позволяют прогнозировать в качестве основной систему разработки с закладкой пустот твердеющими смесями. Эта технология характеризуется хорошими показателями качества руд, полнотой использования недр и высокой производительностью добычи, но предъявляет повышенные требования к технологическому уровню.

Так, тульские железные руды залегают на границе слабоустойчивых каменноугольных и мезозойских отложений. Мощность рудного слоя в сред-

нем достигает полтора метра. Основные запасы железняков находятся на глубине 17 ... 34 м в линзах мощностью до 4,5 метра. Железные руды залегают совместно с бурым углем. В местах совместного залегания с железными рудами угли можно отрабатывать только после выемки рудных залежей, которые в противном случае будут потеряны [4-6].

Согласование планов отработки железных руд и угля в районах совместного их залегания может быть успешным только при обеспечении рациональной концентрации с учетом комплекса условий, среди которых важное место занимает обеспечение доступа к запасам или подготовка месторождений. Особенностью современных технологий разработки является насыщенность высокопроизводительной мобильной техникой, без которой технология не является конкурентоспособной.

Угольные месторождения представлены большими залежами, а рудные - сравнительно малыми. Для совместной разработки залежи необходимо вскрывать из подземных выработок слепыми неглубокими стволами, проходка которых удорожает продукцию до пределов дискредитации технологии.

Переход с открытого способа разработки месторождений на подземный способ обостряет проблему качества добываемого сырья, поэтому схема вскрытия залежей должна обеспечивать маневренность техники при минимизации запасов в целиках, отработка которых связана с ухудшением качества руд до неприемлемого по экономическим соображениям уровня.

Эти и другие проблемы подземной добычи минерального сырья решаются при проектировании подготовки месторождений к очистной выемке.

При разработке мощных месторождений комплексных руд критерий оптимальности деятельности горнорудного предприятия включает в себя совокупность показателей не только добычи, но и подготовки к ней. В современных условиях при выборе параметров подготовки этажей и блоков к эксплуатации все большее значение приобретают резервы повышения качества добываемых руд. Оптимизацию параметров разработки месторождений и других элементов горного производства осуществляют из условия, что предлагаемая новация увеличивает полноту использования минеральных ресурсов [7-9].

Существенное влияние на показатели эффективности добычи руд оказывает способ подготовки месторождения, во многом определяющий затраты на добычу руды с учетом ущерба от потерь и разубоживания [10-12].

Корреляционная зависимость между качеством эксплуатации месторождения и интенсивностью подготовки запасов к выемке в зависимости от состояния рудовмещающего массива устанавливается сравнением альтернативных вариантов.

Из практики горных предприятий следует, что снижение величины ущерба от потерь руды при неэффективном управлении состоянием массива компенсирует увеличение затрат на подготовку руд к выемке.

При разработке мощных месторождений комплексных руд эффективность новации сводится к уменьшению потерь в целиках, сохранению массива от разрушения и рациональному использованию технических средств. Эта задача решается методами моделирования параметров разработки[13-15].

Коэффициент подготовки представляют в виде отношения объема подготовительных выработок к объему подготовленных запасов эксплуатируемых элементов месторождения.

Эффективность и безопасность горных работ обеспечиваются при удовлетворении требований к способам подготовки:

- интенсивность отработки запасов;

- пропускная способность подготовительных выработок;

- окупаемость капитальных затрат в процессе подготовки;

- минимальный объем затрат на подготовку запасов;

- минимальные потери руды в недрах;

- безопасность проходки подготовительных выработок;

- маневренность мобильной техники;

- попутная разведка новых запасов.

Подавляющее большинство металлического сырья добывается в сложноструктурных месторождениях, где учет переменных факторов оказывает нередко решающее влияние на показатели эффективности эксплуатации. Взаимовлияющие факторы учитывают при проектировании схем подготовки месторождения.

Для оптимизированных вариантов подготовки месторождений характерны совмещение горизонтов бурения, выпуска и доставки руды и максимальная степень механизации подготовительных и добычных работ. Особенность этого фактора состоит в том, что при высокой производительности добычи, высоком уровне оснащенности мобильной техникой, возможности независимого ведения буровых и добычных работ, сокращении объёма подготовительно-нарезных выработок некоторые варианты характеризуются высокими потерями и разубоживанием руды [13-15].

Актуальность исследований указанного направления повышается тем, что с понижением фронта очистных работ горно-геологические условия отработки изменяются, осложняя показатели разработки месторождения. Снижение отрабатываемой площади и увеличение скорости понижения очистных работ адекватно увеличивают объем подготовительно-нарезных работ (табл. 1).

При усилении конкуренции на рынке для сохранения экономического благополучия предприятия возникает необходимость оптимизации параметров подготовки запасов месторождения к очистной выемке.

Таблица 1

Показатели разработки месторождения

Участки месторождения Годы существования рудника

Первый Второй Третий Четвертый Пятый

Динамика отрабатываемой площади, относительные единицы

Главная залежь 0,75 0,67 0,61 0,56 0,49

Северо-Западная залежь 0,10 0,09 0,07 0,07 0,07

Скорость понижения очистных работ, м/год

Главная залежь 15,0 15.8 17,8 19,2 18,2

Северо-Западная залежь 11,9 10,3 13,3 11,9 24,7

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, м /1000 т

Всего 9,2 9,9 14,7 15,8 15,1

Горно-подготовительные работы 4,4 5,1 5,5 6,4 5,9

Нарезные работы 4,8 4,8 9,2 9,5 9,2

При радикальном ухудшении горно-геологических условий разработки месторождения объем подготовительных работ существенно увеличивается, достигая иногда 80 % общего объема выемки руд и пород, что увеличивает себестоимость добычи руды и снижает ее конкурентоспособность на рынке.

Задача совершенствования подготовки месторождения сводится к уменьшению объема подготовительных проходческих работ с одновременным и сложным учетом скорости уровня понижения зоны очистных работ, максимальной загрузки мобильной техники, обеспечения проветривания очистных забоев и сохранения нужной производительности рудника.

При оптимизации схем подготовки начальным этапом является инженерно-геологическое районирование месторождения, включающее [16-17]:

- уточнение геологического строения месторождения на основе изыскательской геологической документации;

- определение физико-механических свойств пород и руд с оценкой ослабленности пород;

- построение прогнозных инженерно-геологических планов.

На исследуемом Северо-Казахстанском месторождении выделены три геологических района: центральный, северо-западный и юго-восточный [18].

Центральный район приурочен к морфологически сложному участку Главного северо-западного разлома, представленному швом мощностью до 0,5 м с заполнением глинкой трения. Мелкие разломы и крупные макротрещины представлены зонами интенсивной трещиноватости и рассланцованности пород мощностью до 1.. .2 м (рис. 1).

Физико-механические свойства слагающих месторождение руд и пород характеризуются табл. 2.

При распространенной кольцевой схеме подготовки этажные штреки располагают или в рудном теле и породах лежачего бока или только в породах лежачего и висячего боков. Недостаток первого варианта - малая устойчивость руды, а второго - увеличение объема пройденных по породе подготовительных выработок. При количественной оценке вариантов подготовки этажа расстояния между выработками и их удаленность от рудного тела принимаются одинаковыми.

мезозоиские и каинозоиские отложения переслаивающиеся песчаники

туфы и брекчии кварцевых порфиров конгломераты и туфо-конгломераты

тектонические нарушения

рудные тела

Рис. 1. Геологическое строение месторождения

Расстояние между восстающими принимается 60 м. Рудоспуски в породах лежачего бока располагают не ближе 20 м от границы разлома. Расстояние между рудоспусками

I д =1д - I =50-20=30 м,

руд дост разл '

где 1руд - расстояние между рудоспусками, м; 1дост - длина доставки горной массы, м; 1разл - удаленность рудоспусков от разлома, м.

Вариант подготовки этажа с наклонным съездом, расположенным в центре залежи, отличается тем, что полевые подэтажные штреки заменяют рудными и соединяют с рудоспусками и восстающими на подэтажах ортами. Рудное тело отрабатывают в направлении от флангов к центру в сторону наклонного съезда. Работы осуществляются одновременно в двух забоях на этаже (рис. 2).

Таблица 2

Основные свойства

Плот- Проч- Угол внут- Акустическая

Породы ность, ность на реннего жесткость,

1х10-3, г/м3 сжатие, МПа трения, град. 1х106, кг/м2с

Кварцевые порфиры плотные 2,76 152,6 59 12,1

Конгломераты мелкообло- 2,85 98,3 53 12,0

мочные

Переслаивание алевролитов и 2,86 143,8 58 13,3

аргиллитов

Оруденелые алевролитаргил- 2,86 102,0 56 13,0

литы

Рис. 2. Подготовка этажа наклонным съездом в центре залежи: 1 - наклонная выработка; 2 - горизонтальная выработка; 3 - доставочный подэтажный орт; 4 - вентиляционно-доставочный орт; 5 - откаточный орт основного горизонта; 6 - откаточный штрек основного горизонта;

7 - рудоспуск; 8 - восстающий

По форме наклонных выработок съезд может быть со спиральной

р

к

трассой и с односторонней наклонной трассой:

Г /„ Л

Ь

I +

з

8гп а

п, м,

V

где Ь - общая длина выработок съезда; кпэ - высота подэтажа (равна 12,5 м); а - угол наклона выработки (равен 10°); 1з - длина закругления между витками трассы (около 10 м); п - число подэтажей.

Длина наклонного съезда с односторонней наклонной трассой

' к Л

Ь

1з + —^ V а

П + 3Ьгор , м

где Ьоор - длина горизонтальной соединяющей ветки съезда на подэтаже выработки, м.

При приближении фронта очистных работ к наклонному съезду осложняется маневренность очистных работ, потому что конечная точка отработки на подэтажах смещается в пределах 70 м. Применение наклонного съезда с односторонней наклонной трассой устраняет этот недостаток, но увеличивает объем проходки горизонтальных выработок. Минимальными затратами на проведение горизонтальных выработок отличается вариант подготовки наклонным съездом со спиральной трассой и дополнительной горизонтальной выработкой длиной 70...75 м на одном подэтаже. При этом варианте два подэтажа отрабатывают непосредственно на съезд, а на одном подэтаже - на соединяющую центр залежи со съездом горизонтальную выработку.

К недостаткам варианта с наклонным съездом в центре залежи отно-

- большие затраты времени на подготовку этажа;

- повышенные затраты на крепление выработок в неустойчивом мас-

- усиление горного давления в выработках при приближении очистных

сятся:

сиве; работ.

Область увеличения опорного давления на нижних горизонтах ограничивается некоторым углом, за пределами которого напряжение уменьшается. С глубиной напряжение приближается к величине

О = уЯ,

где у - объемный вес пород, т/м3; Н - глубина работ от земной поверхности, м.

Для эффективного управления горным давлением отработку рудной залежи ведут от ее центра к флангам, что увеличивает объем подготовительных выработок за счет проходки дополнительного наклонного съезда. Увеличения длины откаточного штрека основного горизонта можно избежать при

расположении наклонного съезда вкрест простирания. При подготовке этажа двумя наклонными съездами с расположением рудоспусков в породах висячего бока откаточные выработки на подэтажах не проходят, но этот вариант не обеспечивает безопасности при неустойчивых породах с коэффициентом структурного ослабления Ко = 0,02 ... 0,2, так как эти рудоспуски попадают в зону опорного давления.

О тах 1,2

шжмш

Рис. 3. Распределение опорного давления в окрестностях съезда

При подготовке этажа с наклонными односторонне направленными выработками на флангах рудной залежи соединяющие съезды горизонтальные выработки проходят частично по руде и используют для вентиляции и доставки.

Недостатками вариантов подготовки этажа с двумя наклонными съездами являются:

- повышенные затраты времени на подготовку этажа;

- ограничение одновременно работающих на этаже забоев (не более восьми).

Для ликвидации этих недостатков наклонные съезды располагают от флангов рудного тела на расстоянии, равном 1/4 длины залежи.

Отработка ведется с двух сторон на каждый съезд в 16 забоях. Интенсификация отработки этажа уменьшает время нахождения выработок в зоне влияния опорного давления и затраты на поддержание выработок.

При подготовке этажа тремя наклонными съездами - в центре и на флангах на расстоянии 1/6 длины залежи - отработка ведется на каждый съезд с обеих сторон, поэтому одновременно работают 24 забоя, что сокращает время подготовки этажа и уменьшает затраты на поддержание выработок (табл. 3).

Варианты с наклонными съездами и отработкой встречными забоями на съезд оказываются неэффективными, потому что в заключительной стадии разработки напряжения в массиве возрастают до опасной величины. Варианты

развития очистных работ от центра к флангам или от одного фланга к другому рациональны при сосредоточении транспортных узлов на флангах рудного тела.

По соображениям вентиляции очистных забоев, затрат на доставку руды и поддержание выработок рудоспуски целесообразно размещать в висячем боку на расстоянии не менее пяти метров от рудного тела. Общими для рассматриваемых вариантов подготовки являются расположение подготовительных выработок в лежачем боку, кольцевая схема выработок основного горизонта и увеличенная до 12,5 м высота подэтажа.

Различие вариантов заключается в направлении развития фронта очистных работ и количестве наклонных съездов.

Таблица 3

Объем проходческих работ при подготовке наклонными съездами, м3

Горные выработки Варианты расположения съезда

В центре На флангах В центре и на флангах Оп-тимал ньы-й

Наклонные 2450 4900 7340 2200

Горизонтальные 340 680 1020

Сбойки штреков 160... 800 1600 2400 1300

Доставочные орты 2280...3360 2240.3500 2240.2280 2280

Вентиляцион-но-доставочные орты 43004800 3800.4300 2160

Откаточные орты 3600 2160.3360 2640 3020

Откаточные штреки 3880 3880.5600 3800 4840

Рудоспуски 3040 2340.3740 2100 2340

Восстающие 2720.3180 2730.3640 2730 2130

Сбойки подэтажных штреков - 1920 - 1750

Подэтажные штреки - - - 15800

Всего объем выработок 25140.26800 25100.32400 27200 39800

Объем выработок по породе, м3/1000 м3 111.125 14.117 127 185

При отработке рудного тела наклонными подэтажами подэтажные наклонные штреки являются одновременно и транспортными для самоходного оборудования и нарезными.

При отработке рудного тела из наклонных подэтажных штреков повышается концентрация работ за счет наличия на одной высоте большего количества подэтажей. Так, при угле наклона 10° при наклонной нарезке в эксплуатацию вводятся до 9 подэтажей вместо 6 при обычной подготовке.

При одинаковом количестве подэтажей отрабатываемая высота рудного тела уменьшается в 1,5 раза, а угол фронта очистных работ снижается на величину уклона подэтажных штреков, условия выпуска улучшаются за счет снижения влияния граничных условий со стороны торца добычной выработки, в забое осуществляется естественный дренаж.

Эффективность системы разработки, а с обрушением, в первую очередь, определяется показателями потерь и разубоживания.

Зависимость «Выпуск руды от наклона выработки и очистного забоя по отношению к наклонной выработке» исследована авторами методом моделирования. В опытах использовали дробленую руду крупностью 0.6 мм, принимая размеры частиц геометрически подобными натуре в масштабе 1:50. Налегающие породы имитировались дробленой породой крупностью 5.10 мм. Условия подобия модели и натуры были соблюдены при создании модели блока размером 160 х 160 х 300 мм с возможностью менять угол наклона выработки.

По определению качества выпуска проведены три серии опытов с расположением выработки под углами 0, 5 и 10°. Каждая серия выполнялась три раза. Полученные результаты усредняли и использовали при анализе.

Для изучения качества выпуска при изменении угла наклона очистного забоя к наклонной под углом 10° выработке были проведены также три серии опытов с изменением угла в интервале 90, 100 и 110°.

Руду в модель засыпали слоями толщиной 80 см (первых 2 слоя) и 40 см (третий слой). На поверхности каждого слоя устанавливались марки, по выходу которых формировали фигуру выпуска. Поверх третьего слоя руды засыпали пустую породу.

Руду удаляли совком, имитирующим ковш погрузочной машины с глубиной внедрения не более 14 мм или 0,7 м в натуре. Выпуск производили порциями по 200 г. Каждую дозу рассеивали на ситах для определения величины разубоживания. Выпуск заканчивали при увеличении разубоживания в дозе до 75 %.

Выдвижная выработка позволяла имитировать последовательность очистных работ с шагом обрушения 40 мм или два метра в натуре. Каждый опыт

позволял проводить четыре выдвигания орта или четыре шага обрушения. Результаты моделирования параметров выпуска руда приведены в табл. 4.

Таблица 4

Результаты моделирования выпуска руды в зависимости от угла наклона выработки

Шаг об- Горизонтальная выработка Выработка под углом 50 Выработка под углом 100

рушения Но- Вес по- Вес ру- Вес по- Вес ру- Вес по- Вес руды,

мер роды, г ды, г роды, г ды, г роды, г г

пар-

тии

Первый 1 0 200 0 200 0 200

2 53 147 65 135 47 153

3 88 112 78 122 88 112

4 127 73 105 95 112 88

5 128 72 118 82 128 72

6 148 52 145 55 128 72

7 150 50 165 45 145 55

Всего - 694 706 666 734 648 752

Второй 1 0 200 0 200 0 200

2 63 137 30 170 38 162

3 100 100 92 108 70 130

4 135 65 132 68 105 95

5 148 52 148 52 143 57

6 150 50 155 45 146 54

Всего - 596 604 557 634 502 698

Третий 1 0 200 0 200 0 200

2 28 172 28 172 23 177

3 60 120 67 133 72 128

4 108 92 98 102 100 100

5 143 57 132 68 135 65

6 150 50 152 48 147 53

Всего - 308 492 309 491 308 492

Четвер- 1 0 200 0 200 0 200

тый 2 50 150 55 145 53 147

3 110 90 107 93 105 95

4 148 52 147 53 150 50

Всего - 308 492 309 491491 308 492

Итого - 2107 2493 2009 2591 1935 2665

выпуск, г

% - 45,8 54,2 43,7 56,3 42,1 57,9

Анализом выпуска горной массы из модели установлено:

- при первом шаге обрушения с торца выработки без бокового контакта с породой условия для скольжения руды идеальны. Разубоживание руды 75 % отмечено в последней дозе при выпуске 1400 г;

- при четвертом шаге обрушения, наоборот, был контакт с идеальным скольжением в плоскости торца выработки, поэтому руда пришла в движение в начале выпуска, и величина разубоживания руды 75 % была достигнута при выпуске уже 800 г.

Анализом количества чистой руды, полученной при выпуске в течение второго и третьего шагов обрушения, определено, что потери руды при угле наклона подэтажной выработки 10° в среднем на 5 % меньше по сравнению с горизонтальной поверхностью обрушения.

При определении качества выпуска руды в зависимости от угла наклона очистного забоя использована та же модель.

Руда имела контакт с породой в двух плоскостях: сверху и с торца. Шаг обрушения равен 2 м в натуре. Условия выпуска руды во всех опытах были одинаковыми с изменением угла наклона очистного забоя. Выпуск производился при углах наклона забоя 90, 100, 110° по отношению к выработке, расположенной под углом 10° к горизонтали.

Параметры выпуска в зависимости от наклона очистного забоя при постоянном наклоне выработки 110 % и дозе выпуска в модели 200 г приведены в табл. 5.

Таблица 5

Параметры выпуска в зависимости от наклона очистного забоя

Шаг Наклон очистного забоя, градус

90 100 110

обрушения Масса Масса Масса Масса Масса Масса

породы, руды, породы, руды, породы, руды,

г г г г г г

Первый 0 200 0 200 0 200

Второй 43 157 68 132 53 147

Третий 104 97 118 82 113 87

Четвертый 1336 67 130 70 125 75

Пятый 142 58 158 42 145 55

Итого 421 579 474 526 436 564

Итого, % 42 58 47 53 44 56

Результаты исследования согласуются с результатами работ зарубежных и отечественных специалистов исследуемого направления [19-20].

Изменение условий разработки рудных месторождений подземным способом в большинстве случаев увеличивает объем подготовительных работ и себестоимость добычи руды, что формирует проблему совершенствования схем подготовки месторождения к очистной выемке.

Оптимизация подготовки месторождения к очистной выемке сводится к минимизации объема проходки горных выработок по комплексному критерию, включающему в себя скорость понижения очистных работ, возможность использования самоходной техники, обеспечения вентиляции, обеспечения производительности рудника и безопасности горных работ.

При подземной разработке сложноструктурных месторождений с использованием мобильной техники рекомендованы варианты подготовки этажа двумя наклонными съездами, расположенными на флангах залежи вкрест простирания и наклонными односторонне направленными съездами на флангах рудной залежи.

Список литературы

1. Каплунов Д.Р., Рыльникова М.В., Радченко Д.Н. Проблема использования возобновляемых источников энергии в ходе разработки месторождений твердых полезных ископаемых // Физико-технические проблемы разработки полезных ископаемых. 2015. № 1. С. 88-96.

2. Волков Ю. В., Соколов И. В. Оптимизация подземной геотехнологии в стратегии освоения рудных месторождений комбинированным способом // Горный журнал. 2011. № 11. С. 41-44.

3. Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Систематизация и экономи-ко-матема-тическое моделирование вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений // Горный журнал. 2012. №1. С. 67-71.

4. Юн А.Б., Рыльникова М.В., Терентьева И.В. О перспективах и стратегии освоения Жезказганского месторождения // Горный журнал. 2015. № 5. С. 44-49.

5. Голик В.И., Комащенко В.И., Качурин Н.М. К проблеме подземной разработки рудных месторождений Центрального Федерального округа // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2016. Вып. 4. С.127-139.

6. Голик В.И. Оптимизация технологии разработки маломощных пологих рудных тел на геомеханической основе // Известия Тульского государственного университета. Науки о Земле. 2016. Вып. 4. С. 139 - 153.

7. Golik V.I., Hasheva Z.M., Galachieva S.V. Diversification of the economic foundations of depressive mining region // Social Sciences (Pakistan). 2015. Т. 10. № 6. P. 746-749.

8. Capilla A. V., Delgado A. V. The destiny of the earth's mineral resources. London : World Scientifi c Publishing Co. Pte. Ltd., 2015.

9. Туртыгина Н. А. Выбор оптимальных параметров камерной системы разработки с увеличенными параметрами очистного пространства // Научный вестник Норильского индустриального института. 2011. № 8. С. 33-35.

10. Голик В.И., Брюховецкий О.С., Габараев О.З. Технологии освоения месторождений урановых руд: учеб. пособие для студентов высших учебных заведений, обучающихся по горно-геологическим специальностям. М.: Российский гос. геологоразведочный ун-т им. Серго Орджоникидзе, 2007. 130 с.

11. Анохин А. Г. Опыт внедрения камерных систем разработки при отработке «медистых» руд рудника «Октябрьский» // Геодинамика и современные технологии отработки удароопасных месторождений: сб. науч. тр. науч.-практ. конф. Норильск: ОАО «ГМК «Норильский никель», 2012. С. 106-112.

12. Ляшенко В.И. Природоохранные технологии освоения сложно-структурных месторождений полезных ископаемых // Маркшейдерский вестник. 2015. №1. C.10-15.

13. Пучков Л. А. Прогноз минерально-энергетического потребления при бескризисном развитии экономики // Горный журнал. 2014. № 7. С. 45-48.

14. Sun Chao, Bo Jing-shan, Liu Hong-shuai. Study on Influencing Factors of Ground Settlement over Mined-Out Area // Journal of Jilin University. Earth Science Edition. 2009. №3. Р. 498-502.

15. Хашева З.М., Молчан А.С. Стратегии и инструменты управления устойчивым развитием региональных социально-экономических систем. Краснодар, 2014.Р.76-79.

16. Соколов И.В., Антипин Ю.Г. Систематизация и экономи-ко-матема-тическое моделирование вариантов вскрытия подземных запасов при комбинированной разработке месторождений // Горный журнал. 2012. №1. С. 67-71.

17. Юн А.Б., Рыльникова М.В., Терентьева И.В. О перспективах и стратегии освоения Жезказганского месторождения // Горный журнал. 2015. № 5. С. 44-49.

18. Parker H. M. Reconciliation principles for the mining industry // Mining Techn. 2012. Vol. 121(3). P. 160-176.

19. Development of Mineral Processing Engineering Education in China University of Mining and Technology / Haifeng Wang, Yaqun He, Chenlong Duan,

Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141. Springer-Verlag, Berlin Heidelberg, 2012. P. 77-83.

20. Bakhtavar E., Shahriar K. Optimal ultimate pit depth considering an underground alternative // Proceedings of Fourth Aachen International Mining Symposia-High Performance Mine Production, Aachen, Germany. 2007. P. 213-221.

Голик Владимир Иванович, д-р техн. наук, проф., v.i.golik@mail.ru, Россия, Владикавказ, Северо-Кавказский государственный технологический университет,

Заалишвили Владислав Борисович, д-р физ.-мат. наук, проф., директор, v.i.golik@mail. ru, Россия, Владикавказ, Геофизический институт Владикавказского научного центра РАН

OPTIMIZING DEVELOPMENT DEPOSITS SCHEMES BY SLANT DESCENTS

V.I. Golik, V.B. Zaashvily

The problem of improving deposit development was formulated as decreasing value of drifting with taking into account of velocity mining zone, maximal using equipment, providing ventilation production faces and productivity of the mine. Quantity evaluating variants of storey development with optimizing distance between workings and ore body was given. The results of modeling are submitted. Optimal variants of development by two slant descents of flanks of the deposit were recommended.

Key words: ore, deposit, storey development, slant descents, modeling, discharge,

working.

Golik Vladimir Ivanovich, Doctor of Technical Science, Full Professor, v.i.golik@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, Northern-Caucasian State Technological University,

Zaashvily Vladimir Borisovich, Doctor of Physical-Mathematical Science, Full Professor, Director, v. i. golik@mail. ru, Russia, Vladikavkaz, Geophysical Institute of Vladikavkaz Scientific Center of Russian Academy of Science

Reference

1. Kaplunov D.R., Ryl'nikova M.V., Radchenko D.N. Problema ispol'zovanija vozobnovljaemyh istochnikov jenergii v hode razrabotki mestorozhdenij tverdyh poleznyh iskopaemyh. Fiziko-tehnicheskie problemy razrabotki poleznyh iskopaemyh. 2015. № 1. S. 88-96.

2. Volkov Ju. V., Sokolov I. V. Optimizacija podzemnoj geotehnologii v strategii osvoenija rudnyh mestorozhdenij kombinirovannym sposobom // Gornyj zhurnal. 2011. № 11. S. 41-44.

3. Sokolov I. V., Antipin Ju. G. Sistematizacija i jekonomi-ko-matematicheskoe modelirovanie variantov vskrytija podzemnyh zapasov pri kombinirovannoj razrabotke mestorozhdenij // Gornyj zhurnal. 2012. №1. S. 67-71.

4. Jun A. B., Ryl'nikova M. V., Terent'eva I. V. O perspektivah i strategii osvoenija Zhezkazganskogo mestorozhdenija // Gornyj zhurnal. 2015. № 5. S. 44-49.

5. Golik V.I., Komashhenko V.I., Kachurin N.M. K probleme podzemnoj razrabotki rudnyh mestorozhdenij Central'nogo Federal'nogo okruga. Izvestija Tul'skogo gosudarstvennogo universiteta. Nauki o Zemle. Vypusk 4. 2016. №1.S.127-139.

6. Golik V.I. Optimizacija tehnologii razrabotki malomoshhnyh pologih rudnyh tel na geomehanicheskoj osnove. Izvestija Tul'skogo gosudarstvennogo universiteta. Nauki o Zemle. Vypusk 4. 2016. №1.S. 139 - 153.

7. Golik V.I., Hasheva Z.M., Galachieva S.V. Diversification of the eco-nomic foundations of depressive mining region // Social Sciences (Pakistan). 2015. T. 10. № 6. P. 746-749.

8. Capilla A. V., Delgado A. V. The destiny of the earth's mineral resources. - London : World Scientifi c Publishing Co. Pte. Ltd., 2015.

9. Turtygina N. A. Vybor optimal'nyh parametrov kamernoj sistemy razrabotki s uvelichennymi parametrami ochistnogo prostranstva // Nauchnyj vestnik Noril'skogo industri-al'nogo instituta. 2011. № 8. S. 33-35.

10. Golik V.I., Brjuhoveckij O.S., Gabaraev O.Z. Tehnologii osvoenija mestorozhdenij uranovyh rud // Uchebnoe posobie dlja studentov vysshih uchebnyh zavedenij, obuchajushhihsja po gorno-geologicheskim special'nostjam / V. I. Golik, O. S. Brjuhoveckij, O. Z. Gabaraev; Fed-eral'noe agentstvo po obrazovaniju, Rossijskij gos. geologorazvedochnyj un-t im. Sergo Ordzhonikidze. Moskva, 2007. 130 s.

11. Anohin A. G. Opyt vnedrenija kamernyh sistem razrabotki pri otrabotke «medistyh» rud rudnika «Oktjabr'skij» // Geodinamika i sovremennye tehnologii otrabotki udaroopasnyh mestorozhdenij : sb. nauch. tr. nauch.-praktich. konf. Noril'sk: OAO «GMK «Noril'skij nikel'», 2012. S. 106-112.

12. Ljashenko V.I. Prirodoohrannye tehnologii osvoenija slozhnostrukturnyh mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh//FGUP «GIPROCVETMET». Markshejderskij vestnik. 2015. 1 C.10-15.

13. Puchkov L. A. Prognoz mineral'no-jenergeticheskogo potreblenija pri beskrizisnom razvitii jekonomiki // Gornyj zhurnal. 2014. № 7. S. 45-48.

14. Sun Chao, Bo Jing-shan, Liu Hong-shuai. Study on Influencing Factors of Ground Settlement over Mined-Out Area // Journal of Jilin University. Earth Science Edition. 2009. №3. R. 498-502.

15. Hasheva Z.M., Molchan A.S. Strategii i instrumenty upravlenija ustojchivym raz-vitiem regional'nyh social'no-jekonomicheskih sistem. Krasnodar, 2014.R.76-79.

16. Sokolov I. V., Antipin Ju. G. Sistematizacija i jekonomi-ko-matematicheskoe mode-lirovanie variantov vskrytija podzemnyh zapasov pri kombinirovannoj razrabotke mestorozhdenij // Gornyj zhurnal. 2012. №1. S. 67-71.

17. Jun A. B., Ryl'nikova M. V., Terent'eva I. V. O perspektivah i strategii osvoenija Zhezkazganskogo mestorozhdenija // Gornyj zhurnal. 2015. № 5. S. 44-49.

18. Parker H. M. Reconciliation principles for the mining industry // Mining Techn. 2012. Vol. 121(3). P. 160-176.

19. Haifeng Wang, Yaqun He, Chenlong Duan, Yuemin Zhao, Youjun Tao, Cuiling Ye. Development of Mineral Processing Engineering Education in China University of Mining and Technology // Advances in Computer Science and Engineering. AISC 141. Springer-Verlag, Berlin Heidelberg, 2012. P. 77-83.

20. Bakhtavar E., Shahriar K. Optimal ultimate pit depth considering an underground alternative // Proceedings of Fourth Aachen International Mining Symposia-High Performance Mine Production, Aachen, Germany. 2007. P. 213-221.