Содержание к диссертации
Введение
1. Практика доработки глубоких карьеров 8
1.1. Современные методологические принципы установления границ карьера при открытой и открыто-подземной разработке 8
1.2. Анализ существующих методов обоснования глубины карьера по геомеханическим условиям 17
1.3. Существующие технологические схемы доработки глубоких карьеров 25
1.4. Схемы доработки приконтурных запасов карьера открытым способом 33
1.5. Выводы и задачи исследований 41
2. Обоснование глубины карьера на основе решения объемной задачи напряженного состояния массива 43
2.1. Аналитическое и экспериментальное обоснование формы поверхности скольжения 43
2.2. Определение объёмных сил в приоткосном массиве пород 55
2.3. Построение сферической поверхности скольжения 61
2.4. Расчёт коэффициента запаса устойчивости по сферической поверхности скольжения 64
2.5. Предельная высота откоса при действии объёмных сил 72
Выводы... 79
3. Оптимизация глубины карьера по геометрическим и экономичеким факторам при открыто-подзем ной разработке 80
3.1. Критерии обоснования граничной глубины карьера при открыто- подземном способе разработки месторождений 80
Закономерности изменения затрат на открытые и подземные гор ные работы при их комбинировании 81
Совокупные затраты открыто-подземной разработки месторожде ний полезных ископаемых 85
Закономерности изменения оптимальной глубины карьера при открыто-подземном способе разработки 86
Общая методика обоснования параметров карьера при открыто- подземном способе разработки месторождения 95
Выводы 102
Обоснование параметров технологической схемы доработки карьера месторождения «удачное» оао «алроса» 103
Оптимальная глубина доработки карьера 103
Схема доработки карьера и формирования изолирующей потолочины открытым способом месторождения «Удачное» 106
Экономическая оценка эффективности технологических решений 114
Выводы 117
Заключение 118
Библиографический список 120
- Анализ существующих методов обоснования глубины карьера по геомеханическим условиям
- Определение объёмных сил в приоткосном массиве пород
- Расчёт коэффициента запаса устойчивости по сферической поверхности скольжения
- Критерии обоснования граничной глубины карьера при открыто- подземном способе разработки месторождений
Введение к работе
Актуальность работы. Рост эффективности освоения крутопадающих месторождений полезных ископаемых связан с увеличением глубины открытых горных работ. В свою очередь глубина карьера и соответствующий ей угол устойчивого откоса погашенных бортов являются основными факторами, определяющими объёмы вскрышных работ. Практика эксплуатации глубоких карьеров показала, что результаты расчётов устойчивости по существующим в настоящее время расчётным схемам в недостаточной мере учитывают действие объёмных сил. Это приводит к неоправданному завышению объёмов вскрышных работ. Поэтому решение объёмной задачи устойчивости откосов позволит более обоснованно выбирать оптимальные параметры погашения бортов и уступов.
При комбинированной разработке крутопадающих месторождений проявляется ряд специфических особенностей. Во-первых, существующие технологические схемы отработки открыто-подземного яруса и создания изолирующей потолочины не учитывают всех возможностей открытого способа разработки. Во-вторых, в области призмы упора бортов карьера в предельном положении остаются приконтурные запасы, которые, как правило, или консервируются, или извлекаются позже с помощью технологий, изначально более дорогих и нарушающих условия устойчивости бортов по сравнению с традиционными схемами открытых работ. В-третьих, существующие подходы обоснования границ открытых горных работ при комбинированной разработке не в полной мере учитывают возможности повышения эффективности освоения за счёт рационального распределения запасов по способам разработки. Общеизвестно влияние запасов подземного рудника на его производительность и себестоимость добычи полезного ископаемого.
В связи с этим обоснование рациональных параметров глубоких карьеров на основе решений объемной задачи оценки устойчивости откосов является актуальной научно-практической задачей.
Целью работы является повышение эффективности освоения крутопадающих месторождений комбинированным способом путем оптимизации параметров карьера.
Идея работы заключается в учете объемных сил при геотехническом обосновании параметров карьеров.
Основные задачи исследований:
определение пространственной конфигурации деформаций изотропных приоткосных массивов;
исследование распределения объёмных сил по криволинейной поверхности скольжения в откосе;
разработка методики расчёта коэффициента запаса устойчивости откоса по криволинейной поверхности скольжения;
установление зависимости совокупных затрат на освоение месторождения комбинированным способом от глубины открытых горных работ;
создание методики оптимизации предельной глубины карьера при открыто-подземной разработке месторождений.
Положения, представленные к защите:
Предельная глубина карьера при последовательном открыто-
подземном способе разработки определяется совместным решением задач
оптимизации по геомеханическим и экономическим факторам, что позволит
достичь максимального экономического эффекта от разработки всего место
рождения.
Геометрические параметры деформаций изотропных откосов контролируются поверхностью скольжения, близкой по форме к сферической. Призма скольжения захватывает по высоте часть или весь откос в зависимости от его угла и свойств пород.
Устойчивость откосов зависит от распределения объемных сил по сферической поверхности скольжения.
Научная новизна:
установлена форма призмы скольжения для изотропного приоткосного массива, ограниченная сферической поверхностью скольжения, которая в зависимости от упругих и физико-механических свойств пород может захватывать по высоте весь откос или его часть;
разработана методика графоаналитического способа построения сферической поверхности скольжения и расчета коэффициента запаса устойчивости по ней;
установлена зависимость предельной глубины открытых горных работ от инженерно-геологических условий на основе решения объёмной задачи устойчивости откосов бортов карьера;
предложена методика оптимизации глубины карьера при комбинированном способе разработки, основанная на совместном решении объёмной задачи устойчивости откосов и рационального распределения запасов.
Методы исследований включают анализ форм деформаций откосов на существующих карьерах; аналитическое и графическое моделирование распределения взаимодействующих объёмных сил в приоткосном массиве; моделирование деформаций откосов на эквивалентных материалах; экономико-математическое моделирование условий освоения крутопадающих месторождений комбинированным способом.
Достоверность научных положений выводов и результатов обеспечивается использованием аналитических и графоаналитических методов решения задачи взаимодействия объёмных сил в приоткосном массиве; применением критериев теоретического подобия при моделировании деформаций на эквивалентных материалах; высокой сходимостью результатов теоретических и экспериментальных исследований деформаций с формой и видом фактических деформаций откосов существующих карьеров; сопоставимостью результатов расчётов по предлагаемым методикам с результатами практических деформаций; математическим анализом экономических последст-
вий различных вариантов распределения запасов при открыто-подземном способе разработки.
Практическая значимость работы:
разработана инженерная методика расчета параметров откосов на основе решения объемной задачи их устойчивости;
создана методика обоснования оптимальной глубины открытых горных работ при комбинированной разработке месторождений путем рационального распределения запасов по способам разработки;
разработаны технологические схемы доработки приконтурных запасов карьера и формирования изолирующей потолочины открытым способом.
Реализация рекомендаций. Результаты работы использованы при разработке рекомендаций по ликвидации оползня юго-западного борта карьера «Подотвальное» ОАО «Магнитогорский металлургический комбинат», при обосновании параметров доработки карьера «Удачный».
Апробация работы. Результаты, основные положения и выводы доложены на международных симпозиумах: «Неделя горняка» (Москва, 2002, 2003 гг.), «Комбинированная геотехнология: проектирование и геомеханические основы (Магнитогорск, 2001 г.), Комбинированная геотехнология (Маг-нитогорск-Сибай, 2003 г.), на ежегодных научно-технических конференциях Магнитогорского государственного технического университета.
Публикации. Основные положения диссертации опубликованы в 4 работах.
Структура и объем. Диссертация состоит из введения, 4 глат, заключения, библиографического списка из 116 наименований и содержит 178 страниц машинописного текста, 70 рисунков, 10 таблиц, 3 приложения.
Автор выражает искреннюю признательность доценту, кандидату технических наук Т.С. Черчинцевой и сотрудникам кафедры ОРМПИ МТТУ за помощь и содействие в научных исследованиях.
Анализ существующих методов обоснования глубины карьера по геомеханическим условиям
Актуальность проблемы оценки устойчивости открытых горных выработок определяется на сегодняшний день возрастанием числа глубоких карьеров. Очень важным является правильный выбор оптимальных углов откосов, удовлетворяющих требованиям безопасности и технологическим условиям. В последнее время появилось обоснованное практическим опытом убеждение, что современные методики оценки устойчивости дают, как правило, заниженную величину угла откосов уступов и бортов карьера. Это мнение имеет весомое подтверждение опытом разработки глубоких карьеров зарубежных стран (при высоте откоса 200 м угол борта 70, 150 м - 80). Расчет Кзу для этих откосов по методике вними показал полную их неустойчивость. Однако фактически борта стоят без деформаций в течение многих лет.
Для определения устойчивости откосов уступов и бортов карьеров используются методы моделирования и расчетные методы. Анализ развития методов расчета устойчивости показал, что основоположником разработки подходов к расчету устойчивости является Кулон, им была получена зависимость между касательными и нормальными напряжениями в грунте. Первый расчет устойчивости был предложен Франсе [63]. В 1942 г. В.В. Соколовский разработал точный метод расчета устойчивости откосов, основанный на равновесии предельной сыпучей среды. Оценка методов расчета с учетом специфики открытых горных работ проводилась Г.Л. Фисенко, Ю.Н. Малюшиц-ким, A.M. Деминым, М.Л. Рудаковым, В.Г. Зотеевым, М.Е. Певзнером, С.Л. Иофиным, А.И. Арсентьевым, Н.Н. Масловым, СИ. Поповым, С.Н. Никитиным, В.П. Будковым, А.И. Ильиным [34], И.И. Поповым, Р.П. Окатовым [36], A.M. Мочаловым [37].
Анализ расчетных методов поверхностей разрушения показал, что в настоящее время нет достаточно обоснованного и надежного способа оценки устойчивости бортов карьеров. Обычно инженерный расчет устойчивости откосов производится, в основном, с учетом только одноосного напряженного состояния [38-43], тогда как роль боковых напряжений в формировании тензора напряжений является очевидной. Поэтому существующие расчетные методы дают заниженные значения коэффициента запаса устойчивости, а значит и заниженные параметры откосов бортов, что существенно увеличивает объем вскрышных работ.
Одним из наиболее важных вопросов, связанных с оценкой устойчивости откосов и склонов, определением размеров призм возможного обрушения, является построение наиболее вероятной поверхности скольжения. Анализ деформаций на действующих карьерах показывает некоторое несоответствие поверхностей скольжения с полученными общеизвестными расчетными методами [44-54]. Примером такого расхождения могут служить деформации действующих карьеров, приведенные на рис. 1.2.
A.M. Демин приводит в своей классификации деформации горных выработок [55] подкласс, которому соответствует поверхность разрушения, выходящая в откос уступа, выше его нижней площадки (рис. 1.2), причем данный класс составляет 86 % по отношению к двум другим классам.
В связи с очевидностью этого факта, методики оценки устойчивости, основанные на априорном утверждении о круглоцилиндрической поверхно 19 сти скольжения, заканчивающейся в нижней бровке откоса, являются необоснованными. К таким методам относятся все классические и некоторые более поздние [56-58]. Расхождение формы практических деформаций с рассчитанными по плоскому напряженному состоянию объясняется отсутствием учета объемного напряженного состояния. Очевидно, что без анализа объемного напряженного состояния горного массива, невозможно строго решить задачу обоснования устойчивых параметров откоса с максимально допустимым его углом. В большинстве случаев расположение линии скольжения определяется вертикальными напряжениями, без учета двух составляющих бокового давления.
Объемное напряженно-деформационное состояние откосов изучалось в работах В.К. Цветкова [59], Д.М. Ахпателова [60], Г.Е. Гулевича [61-62], Э.Л. Галустьяна [56], В.Н. Попова, Б.В. Несмеянова [63,64], О.В. Зотеева [65], СТ. Ашихмина [66].
Э.Л. Галустьян в своей работе отмечает, что деформации, рассчитанные по условиям плоского напряженного состояния, отличаются от замеров прак тических деформаций. Автор отмечает, что ширина призмы обрушения соизмерима с высотой откоса, но объяснений такому факту не дает.
В своей статье Г.Е. Гулевич рассматривает опыт работы Джезказганского и Миргалимсайского месторождений и отмечает, что поверхность обрушения имеет куполообразную форму. Автор пишет, что некоторые исследователи - М.М. Протодьяконов и др., направляющую кривую этой поверхности считают параболой. Г.Е. Гулевич утверждает, что поверхность скольжения имеет форму параболоида.В.К. Цветков в своей работе рассматривает действие вертикального а ,горизонтального ах и касательного тху напряжений на элементарную площадку в массиве. Отсутствие учета влияния второй составляющей горизонтального бокового напряжения az не позволяет данный подход назвать решением объемной задачи напряженного состояния горного массива.
А.И. Арсентьев утверждает, что обрушение откосов захватывает не всю длину откоса, а только наиболее ослабленную его часть. Поверхность обрушения А.И. Арсентьев [57] представляет как круглоцилиндрический участок в активной части с криволинейными торцами этого участка (рис. 1.3), что не соответствует форме многочисленных реальных деформаций откосов на карьерах и отвалах.
Работа В.Н. Попова и Б.В. Несмеянова представляет метод расчета параметров устойчивых откосов трещиноватых пород. Предложена общая схема к геомеханической модели уступа, массив которого рассечен продольными полого и крутопадающими плоскостями ослабления. Устойчивость оце 21 нивается новым показателем прочности Ra по поверхностям ослабления, учитывающим их ориентировку и напряженно-деформационное состояние пород массива. Решение объемной задачи напряженно-деформационного состояния массива сводится к плоскому за счет рассмотрения плоскостей трещин, расположенных перпендикулярно и параллельно откосу.
В работах О.В. Зотеева и С.Г. Ашихмина исследование объемного напряженно-деформационного состояния проводится с использованием математического моделирования геомеханических процессов. Разработанная О.В. Зотеевым программа «FEM» (Екатеринбург: УПТА, 2000) на основе метода конечных элементов позволяет определить горизонтальные и вертикальные смещения, напряжение в любой точке совместно деформирующегося массива, выявить места концентраций напряжений, зоны разгрузки в элементах горной конструкции и закономерности их формирования в зависимости от варьируемых параметров [67].
Определение объёмных сил в приоткосном массиве пород
В массиве на глубине, соответствующей высоте вертикального обнажения пород все точки находятся в одинаковом напряженном состоянии. В области массива выше глубины Нэо развиваются растягивающие напряжения, которые проявляются в виде трещины отрыва в наиболее слабом сечении массива. На рис.2.3 приведена схема действия сил в откосе. Вертикальная сила определяется выражением:Y = gA,H, (2.9) где g - ускорение свободного падения, м/с ; X - плотность горных пород, кг/м3.
Боковые силы Хи Z в изотропном массиве не равны друг другу. Результирующая действия боковых сил показывает отклонение действия боковых сил от вертикальной плоскости, расположенной вдоль простирания откоса (рис.2.13). Это отклонение измеряется углом 5. = arctg Х (2.10)
Взаимодействие трех сил X, Z, Y на элементарной площадке позволяет получить результирующую силу, действующую в сторону выработанного
Угол наклона нормальной силы NR к горизонтальной плоскости составит величину: il/ = 90-q. (2.19)
Угол наклона нормальной силы NR к вертикальной продольной откосу плоскости: q = 90-6-A = arccos 0 .R
Так как в точке массива действуют две касательные и две нормальные силы от двух симметричных элементарных площадок, то определяем суммарные касательную TyR и нормальную силы N R в точке А определяютсяследующим образом (рис.2.17,а). Из треугольника АВД: АД = АВ sinpo = TR sinp0 , (2.21) ВД = АВ cos р0 = TR cos р0 . (2.22)
Из треугольника ВДЕ (рис.2.17,а): ДЕ = ВД sin 5 = TR cosP0 sin 5 . (2.23) Величину АЕ, составляющую 1/2 от суммарной касательной силы, находим из А АДЕ: где ут = arctg АД ДЕ AE = АД sinyT (2.24) ҐЮР« л ут = arctgsin&JПодставив (2.21) и (2.24) в (2.25), получим: (2.25) tgp0 sin 5 АЕ TRsinpt sin arctg (2.26) Суммарная касательная сила TyR sin ZR TRsin(30 / tgPoarctg -=sin (2.27) Нормальная сила в т. А определяется аналогичным геометрическим выводом с учетом углов наклона нормальной силы к горизонтальной и вертикальной плоскостям (рис.2.17,6).Из геометрических соображений:Ум=90-ут. (2.29)Из треугольника АДВ (рис.2.17,6):Afl = NR-coSpo. (2.30)Из треугольника АДЕ (рис.2.17,6): (2.31)1N =NRcospo2 2R sinyNПодставив (2.27) в (2.30), получим: 2NRcospoNZR =(2.32) cosyT
Последовательное формирование линии скольжения по оси объемной деформации силами бокового отпора и силами тяжести показано на рис.2.18. Эта линия является дугой окружности, начало которой находится в конце трещины отрыва. Изменение углов наклона силы
Таким образом, представленные аналитические выводы указывают на зависимость формы поверхности скольжения от направления результирующих объёмной главной силы R^ и соотношения двух составляющих бокового отпора X и Z.
Для построения наиболее вероятной сферической поверхности скольжения необходимы следующие данные: высота вертикального обнажения пород (Н90), высота откоса (Н), угол откоса (а), ширина призмы отрыва (в), удельный вес пород (у), удельное сцепление пород (с), угол внутреннего трения пород (ф).
Так как наличие трещины отрыва доказано многолетней практикой открытых горных работ и высота вертикального обнажения пород является характеристикой данной породы, то глубина Н90 рассчитывается по общепринятой формуле [57, с.301]. Порядок построения сферической поверхности скольжения заключается в следующем:
Расчёт коэффициента запаса устойчивости по сферической поверхности скольжения
Принимая форму поверхности скольжения сферической и учитывая методику определения объемных сил, коэффициент запаса устойчивости рассчитывается по формуле: fr \ dydxdzfl2-g-Vh,.Vcot p + v8[1=1ооVA/ tg(3. cos(arctg-FyК3.у (2.37)E2 9 J J J—!— Лят0 dydxdzi=iО 00sin(arctg- ) sin5где A,, - плотность пород і-го сектора, кг/м3;hj - высота от центра яжести і-го блока до поверхности, м;g = 9,8 м/с - ускорение свободного падения;S, - площадь і-о ектора, м2; С, - удельное сцепление пород, МПа; P — угол наклона Ї -го сектора, град;5 - угол отклонения результирующей силы г от силы Z, град. . Так как получение значения коэффициента запаса устойчивости возможно только при вычислении тройного интеграла, что является задачей трудоемкой, разработан более простой инженерный способ расчета коэффициента запаса устойчивости (К3 у), который предлагается ниже.Порядок расчета коэффициента запаса устойчивости заключается в следующем.
Половина горизонтальной проекции поверхности скольжения, разбитая на пояса по построению, дополнительно разбивается лучами, соединяющими точку проекции центра сферы на горизонтальную плоскость с точками, нанесенными равномерно по верхней линии поверхности обрушения (рис.2.20). Проводится разбивка поверхности скольжения на сектора. Для каждого сектора і-го пояса замеряются следующие параметры: угол наклона сектора Р, равный углу наклона і-го пояса; длина сектора L (рис.2.20) на горизонтальной проекции; ширина сектора В (рис.2.20) на горизонтальной проекции; высота от центра тяжести сектора до поверхности откоса на фронтальной проекции; угол 8 -угол отклонения силы гот Z(рис.2.20).
Проведенные замеры для каждого сектора і-го пояса и физико-механические свойства пород сводятся в таблицу для.расчета коэффициента запаса устойчивости (табл.2.4).
Коэффициент запаса устойчивости рассчитывается по формуле:к і=1( п 4=1(2.38)К.„ =з.у сд (=1ЙSJF, где FTp - силы трения, Н; Fc„ - силы сцепления, Н; Fw - сдвигающие силы, Н. Условные обозначения для расчета К3 (табл.2.3):Р -угол наклона і-го пояса, град;L - длина j -го ектора, м;L -горизонтальная проекция длины j-ro сектора, м;В -ширина j-ro сектора, м;S -лощадь j-ro сектора, м;h - высота от центра тяжести j-ro сектора до поверхности откоса, м;У — дельный вес, Н/м3;Р — сила тяжести, МН;TR - касательная сила j-ro сектора, МН;NR - ормальная сила j-ro сектора, МН;5 — угол отклонения силы г от Z;ут -угол наклона суммарной илы TyR;Ny R — нормальная суммарная сила, МН;Ф - угол внутреннего трения пород, град; Tp - силы трения, МН;с - удельное сцепление пород, МПа; F - силы сцепления, МН.
Отношение полученных размеров деформации - высоты к длине по простиранию, составило 1,33. Отношение этих же параметров, замеренных по паспорту деформации, составило 1,35. Расхождение данных, полученных по замерам деформации уступа борта карьера и по замерам отстроенной деформации по выше приведенной методике, составляет 1,5 %. Это свидетельствует о достоверности приведенных положений.
Коэффициент запаса устойчивости рассчитывался для всего диапазона физико-механических свойств пород. Полученные значения коэффициента запаса устойчивости приведены в табл.2.5.
Полученные значения коэффициентов запаса устойчивости для установленного диапазона физико-механических свойств пород (1,04-1,30) свидетельствуют о том, что уступ имел незначительный запас прочности 4-30 %. Коэффициент запаса устойчивости, рассчитанный по плоской задаче при физико-механических свойствах пород: \= 1820 кг/м3 , с = 0,02 МПа, ср = 17, составил 0,89. Разница в полученных значениях коэффициента запаса устойчивости по плоской и объемной задаче составила 15 %. Это подтверждает практические наблюдения о том, что запас прочности, установленный по плоской задаче, занижен.
Критерии обоснования граничной глубины карьера при открыто- подземном способе разработки месторождений
В главе 1 (п.1) были проанализированы существующие на сегодня подходы к установлению границ карьера при отработке месторождения открыто-подземным способом. Основой их является простое сравнение технико-экономических показателей открытого и подземного способов, тогда как очевидна необходимость обоснования глубины переходного горизонта, определяя экономические показатели отработки месторождения в целом. Кроме того, отсутствие своевременного учета оптимального соотношения запасов, приходящихся на открытую и подземную разработки, приводит к тому, что предприятие опаздывает с переходом на подземные горные работы, отрабатывая полезное ископаемое более дешевым способом. В результате подземные горные работы становятся малорентабельны, а дальнейшая углубка карьера приведет к значительным деформациям бортов. Кроме того, в практике обоснования граничной глубины карьера отсутствует учет соотношения между углом борта глубоких карьеров и его высотой. Этот фактор увеличивает свою значимость с увеличением глубины карьера.
Поэтому, основными критериями обоснования оптимальной глубины карьера должны быть: капитальные и эксплуатационные затраты на открытую и подземную разработки; рациональное соотношение запасов, приходящихся на открытую и подземную разработки; геометрические параметры залежи полезного ископаемого; геометрические параметры бортов карьера; при комплексном освоении недр, а также с учетом изменчивости качества полезного ископаемого в качестве экономического критерия должна использоваться извлекаемая ценность полезного ископаемого. Так как обоснование углов погашения бортов карьера проводится на основе физико-механических свойств пород, то к первичным факторам можно отнести плотность, сцепление и угол внутреннего трения.
Проведенный анализ указывает на необходимость разработки нового методологического подхода к установлению глубины карьера при открыто-подземной разработке, основанного на выше указанных критериях.
Как было показано выше, в настоящее время проектирование карьеров и подземных рудников не имеет единого методологического подхода, существуют разногласия относительно того, когда приступать к подземным горным работам, а практика комбинированной разработки еще дальше оторвана от экономической целесообразности. Обычно, вопрос о строительстве подземного рудника возникает тогда, когда открытые горные работы практически завершены, и встает проблема состыковки погашения открытых и начала эксплуатации подземных горных работ. В настоящей работе создана методика определения оптимальной глубины открытых горных работ при одновременном соблюдении максимальной эффективности подземных горных работ.
На основе упрощенной модели крутопадающего месторождения полезного ископаемого можно определить круг факторов, определяющих величину затрат на открыто-подземную разработку. К числу таких факторов, прежде всего, необходимо отнести контурный коэффициент вскрыши, объем балансовых запасов полезного ископаемого, оставляемых для подземных горных работ, угол погашения борта карьера и мощность рудной залежи (рис.3.1). Для аналитических расчетов, выполненных с целью определения закономерностей изменения затрат на открыто-подземную разработку с изменением положения переходного слоя, принята модель, имеющая горизонтальную мощность в пределах 40-300 м, глубину залежи по падению 400-1200 м, длину по простиранию 1000 м, угол погашения борта карьера 35, 40, 46 в различных вариантах. Параметры факторов оценки затрат открыто-подземной разработки приняты на основе анализа группы месторождений, которые отрабатываются или предполагается отрабатывать комбинированным способом (табл.1.1) и из условий нахождения минимальных и максимально возможных значений геометрических параметров карьера. Для упрощения заданной модели мощность изолирующей потолочины принята постоянной при доработке его открытым способом с последующей закладкой выработанного яруса 20 м.
Увеличение глубины карьера, с одной стороны, ведет к увеличению себестоимости открытых горных работ, с другой стороны, увеличивает и среднюю себестоимость подземных горных работ за счет снижения запасов, оставляемых открытыми горными работами. На основе методики укрупненных расчетов основных технико-экономических показателей при проектировании карьеров, разработанной Л.Е. Каменецким и М.Ф. Гирко [109] и методики ИГД МЧМ России [110,111] была создана программа в Ехсе1-97 для расчета общих затрат на открытые и подземные горные работы. Программа представлена в Приложении 1
