Содержание к диссертации
Введение
1 Анализ фактически сложившейся технологической схемы ведения горных работ на Яковлевском руднике 9
1.1 Особенности горно-геологических условий разработки месторождения 9
1.2 Анализ фактического состояния горных работ на Яковлевском руднике .
Выводы по главе 1 38
2 Анализ известных способов повышения концентрации горных работ при разработке месторождений полезных ископаемых 39
Выводы по главе 2 54
3 Исследование влияния технологических схем ведения очистной выемки на эффективность работы очистного комбайна 55
Выводы по главе 3 71
4 Исследование влияния времени стояния незаложенных очистных заходок на годовой объём добычи руды 72
4.1 Влияние времени стояния незаложенных очистных заходок на объём руды, добываемой одним комбайном 72
4.2 Снижение времени стояния незаложенных очистных заходок при отработке панели 81
4.2.1 Анализ известных способов предотвращения обрушений массива горных пород из боков и кровли очистных выработок 81
4.2.2 Анализ известных методик расчёта параметров зон обрушений, формирующихся в краевых частях массива полезного ископаемого 86
4.2.3 Расчёт параметров зоны разрушения рудного массива в стенках очистных заходок для условий Яковлевского рудника 91
4.2.4 Рекомендуемые способы предотвращения обрушений рудного массива из боков очистных заходок при отработке панели 95
Выводы по главе 4 100
5 Исследование влияния времени набора закладочным массивом нормативной прочности на годовой объём добычи руды 101
Выводы по главе 5 109
6 Рекомендуемые технологические схемы ведения очистных работ, позволяющие увеличить производственную мощность рудника 110
Выводы по главе 6 114
Заключение 115
Список литературы 1
- Особенности горно-геологических условий разработки месторождения
- Анализ фактического состояния горных работ на Яковлевском руднике
- Анализ известных способов предотвращения обрушений массива горных пород из боков и кровли очистных выработок
- Рекомендуемые способы предотвращения обрушений рудного массива из боков очистных заходок при отработке панели
Особенности горно-геологических условий разработки месторождения
Богатые железные руды Яковлевского месторождения залегают под породами осадочной толщи на глубине от 470 до 550 м (Рисунок 1.1). Непосредственная кровля рудного тела представлена известняками мощностью 10-50 м, почва - железистыми кварцитами. Горизонтальная мощность рудного тела изменяется в пределах от 200 до 600 м, вертикальная мощность - от 20-50 м у лежачего бока и до 350-400 м у висячего бока. Угол падения рудного тела в пределах шахтного поля колеблется от 60 до 70, реже бывает пологим или более крутым [52].
Рудный массив неоднороден. Имеет место чередование богатых рыхлых руд с прослоями карбонатизированных и хлоритизированных плотных разностей. Высока пористость, есть перемятые зоны. По данным ФГУП «Белмеханобрчермет» 2003 г., наиболее высокое содержание железа (более 65%) отмечается в желез-нослюдковых и железнослюдко-мартитовых рудах. В гидрогематито-мартитовых и гётито-мартитовых рудах содержание железа всегда ниже (Таблица 1.1).
Гидрогематито-мартитовая и гётито-мартитовая рыхлая, полурыхлая и полускальная 20,40 60,52 4,84 По данным ФГУП «Белмеханобрчермет» 2003 г., коэффициент крепости по М.М. Протодьяконову равен: для железнослюдко-мартитовых руд: рыхлых и полурыхлых - 0,13, полускальных - 0,55, скальных слабых - 2,29; для гидрогематито-мартитовых и гётито-мартитовых руд: рыхлых - 0,11, полу скальных - 0,36. Средние значения основных показателей физико-механических свойств богатых железных руд по результатам массовых определений, проведённых НИИ КМА и Белгородской геологоразведочной экспедицией, представлены в таблице 1.2.
В разрезе Яковлевского месторождения выделяют семь водоносных горизонтов: палеоген-неогеновый, турон-маастрихтский, альб-сеноманский, вожский, кел-ловейский, нижнекаменноугольный и руднокристаллический. Гидрогеологическими исследованиями установлено, что основными горизонтами, определяющими условия формирования водопритоков в подземные горные выработки Яковлевского рудника, являются нижнекаменноугольный и руднокристаллический [52].
Нижнекаменноугольный водоносный горизонт является напорным. В условиях естественного режима подземных вод напор над кровлей известняков достигает 381-479 м. Мощность горизонта изменяется в пределах 20-80 м. Коэффициент фильтрации пород зависит от степени трещиноватости и закарстованности известняков. Его значения колеблются в диапазоне 0,01-12,5 м/сутки [52].
Руднокристаллический водоносный горизонт также является напорным. В естественных условиях напор над кровлей достигает 405-510 м. Водопроницаемость пород горизонта слабая и определяется их степенью трещиноватости и лито-логическими особенностями. Наиболее проницаемыми являются богатые железные руды. Значения их коэффициента фильтрации изменяются в диапазоне 0,04-0,28 м/сутки [52].
Массив горных пород Яковлевского месторождения богатых железных руд до глубины 700 м от земной поверхности отнесён к потенциально неудароопасным для ведения подготовительных и нарезных работ (по согласованию с «Управлением горного надзора Федеральной службы по экологическому, технологическому и атомному надзору» в соответствии с письмом от 28.12.2005 г. «Об отнесении рудного массива Яковлевского месторождения к удароопасным»). If ? 1УГ W
В связи с наличием в кровле рудного тела неосушенных высоконапорных водоносных горизонтов и склонностью руд к образованию плывунов при обводнении, согласно отчёту о научно-исследовательской работе «Научное сопровождение строительства и ввода в эксплуатацию Яковлевского рудника» СПГГИ (ТУ) 2003 г., добычу неустойчивых богатых железных руд Яковлевского месторождения ведут системой разработки горизонтальными слоями с закладкой выработанного пространства твердеющими материалами с оставлением в кровле рудного тела целика мощностью 65 м. Порядок отработки слоев по вертикали - нисходящий с обязательным созданием искусственной предохранительной потолочины толщиной не менее 3,5 м.
Согласно «Проекту I очереди строительства на 1,0 млн. т сырой руды в год», выполненному ООО «Центрогипроруда» в 2006 г., генеральное направление развития фронта очистных работ в плане - от восточной границы шахтного поля к западной. Очистные панели отрабатывают от лежачего бока рудного тела к висячему.
Добычу богатых железных руд Яковлевского месторождения ведут на площади более 220 000 м2 на 4-х очистных горизонтах (технологических слоях) из 6-ти технологических блоков (Рисунки 1.2-1.5) [4].
Согласно «Регламенту технологических производственных процессов по применению системы разработки нисходящими слоями с твердеющей закладкой», выполненному ООО «Центрогипроруда» в 2013 г., предохранительную потолочину формируют при отработке слоя «О» (горизонт -370 м) очистными заходками шириной 4,9 м и высотой 4,5 м с креплением арочной металлической крепью из СВП 22 с последующим армированием почвы заходки и закладкой в две стадии. Закладочный массив несущего слоя высотой 2,5 м у закладочной перемычки имеет предел прочности на одноосное сжатие в возрасте 90 суток не менее 10 МПа, выше несущего слоя - 1 МПа.
Анализ фактического состояния горных работ на Яковлевском руднике
Термины «концентрация производства», «концентрация горных работ», «внутришахтная концентрация» получили широкое распространение уже к 50-м годам XX столетия. Наиболее активный период рассмотрения вопросов повышения концентрации и интенсификации горных работ приходится на конец 70-х -начало 80-х гг. XX века [57]. По мнению Феоктистова В.М. [57], обобщение понятия «концентрация горных работ» произведено в трудах Богопольского И.Е. [9]. Он предложил три вида концентрации: концентрация производства в масштабах отрасли, концентрация горных работ в масштабе отдельного предприятия и концентрация горных работ в очистном забое. Богопольский И.Е. также обосновал и показатели для концентрации горных работ. Ими стали: уровень использования выемочной техники, нагрузка на очистной забой и его длина, число очистных забоев на шахтопласте и число одновременно разрабатываемых пластов. Феоктистов В.М. предложил добавить ещё два показателя к вышеуказанным: производственная мощность шахты и надёжность функционирования технических и технологических подсистем шахты (транспорта, подъёма, очистного забоя, системы разработки, способов подготовки и вскрытия) и выемочно-транспортной схемы в целом [57].
В качестве основных направлений повышения концентрации горных работ при разработке пластовых месторождений полезных ископаемых Феоктистов В.М. выделяет: увеличение нагрузки на очистной забой, повышение надёжности работы всех подсистем шахты, применение оптимальных параметров систем разработки для конкретных условий, использование способов вскрытия и последующей раскройки шахтных полей, позволяющих иметь минимальный объём проходимых и поддерживаемых подготовительных выработок, создание возможностей для организации работы системы «шахта-лава», в том числе за счёт рационального технологического взаимодействия машин в ней [57].
Феоктистов В.М. отмечает, что до 80-х годов XX века среднесуточная добыча полезного ископаемого из шахты зависела непосредственно от числа одновременно работающих лав [57]. По его мнению, с ростом глубины ведения горных работ и удалением выемочных участков от стволов шахты нагрузка на очистной забой, как основной фактор концентрации горных работ, стала иметь решающее значение. Однако на шахтах Донбасса никак не удавалось достичь нагрузок на лавы, сопоставимых с техническими возможностями работающего в них оборудования [57]. Причинами такого положения Феоктистов В.М. считает: удалённость очистных забоев от главного ствола, многоступенчатость транспортной схемы в цепи «очистной забой-поверхность», низкую надёжность выемочно-транспортной схемы [57].
Среднесуточная нагрузка на очистной забой определялась в основном двумя факторами: мощностью пласта и суточной скоростью подвигания лавы. Их влияние примерно одинаково [57]. В меньшей степени значение среднесуточной нагрузки определялось длиной лавы. Для условий шахт Донбасса при увеличении на 10% средних значений мощности пласта, средней скорости подвигания лавы и длины лавы нагрузка на очистной забой росла на 12,6%, 10,1% и 0,5% соответственно [57].
Анализ практических данных, проведённый для Кочкарского золоторудного месторождения, также показал, что производительность труда рабочих возрастает с ростом выемочной мощности и мало реагирует на изменение длины блока [55].
Для повышения концентрации горных работ Феоктистов В.М. предложил технологию разработки угольных месторождений с созданием концентрационных горизонтов (Рисунок 2.1). Эта схема повышает производительность труда рабочих по добыче в 1,07-1,2 раза за счёт обеспечения надёжной поточной работы очистных забоев [57].
Самым часто встречающимся в горнотехнической литературе способом увеличения производительности горного предприятия при разработке рудных месторождений полезных ископаемых является применение систем разработки с принудительным обрушением руд и вмещающих пород. Использование систем разработки этого класса в идентичных горно-геологических и горнотехнических уело виях позволяет достичь высокой концентрации и производительности горных работ по сравнению с другими технологиями разработки месторождений при более низкой себестоимости добычи руды. Например, системы разработки с принудительным обрушением руд и вмещающих пород применяют при разработке кимбер-литовых месторождений с целью повышения технико-экономических показателей добычи [50]. На руднике «Бор-Ундур» (Монголия), отрабатывающем флюоритовое рудное тело значительной мощности, внедрение системы разработки с подэтажным обрушением и торцевым выпуском позволило увеличить производительность труда забойного рабочего с 2,18 до 4,08 м3/чел.-смен, снизить удельные объёмы нарезных и подготовительных работ с 10-19 до 4-6 п.м. [62].
Несмотря на то, что богатая железная руда Яковлевского месторождения рыхлая, неустойчивая и склонна к самообрушению, на текущий момент использование вариантов систем разработки с принудительным обрушением руд и вмещающих пород на Яковлевском руднике является невозможным. Это связано в первую очередь с наличием в кровле рудного тела 7-ми высоконапорных водоносных горизонтов. Обрушение вмещающих пород спровоцирует прорыв воды в выработки рудника, при котором рудный массив перейдёт в плывунное состояние. Такая ситуация является недопустимой, т.к. ведёт к полному затоплению рудника, т.е. катастрофе. Переход на системы разработки с принудительным обрушением руды на Яковлевском руднике возможен только после завершения формирования искусственной потолочины, обеспечивающей минимальные деформации пород кровли рудного тела.
Следующим по частоте использования способом повышения эффективности добычи руды и снижения издержек производства является применение систем разработки с открытым очистным пространством. В частности, значительное увеличение производительности труда достигается за счёт ведения очистной выемки этажно-камерной системой разработки с этажной или подэтажной отбойкой руды.
По данным, приведённым в работе Антипина Ю.Г., этажно-камерную систему разработки с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями применяют более чем на 50 рудниках [3]. Самыми распространёнными геометрическими параметрами камер являются: высота - 60-80 м, ширина - 10-20 м, длина -30-50 м [3]. Для повышения уровня пространственной концентрации горных работ на Гайском руднике автором рекомендуется увеличивать размеры камер в 1,5-2 раза и более. При этом, по мнению Антипина Ю.Г., повышается устойчивость рудных и искусственных целиков, снижаются объёмы горнопроходческих работ, потери полезного ископаемого и себестоимость добычи [3]. Однако автор также отмечает, что увеличение геометрических размеров камер в условиях медноколче-данных месторождений повышает разубоживание, выход негабарита и снижает безопасность ведения горных работ.
Увеличение размеров выемочных блоков при этажно-камерной системе разработки на Коробковском месторождении и шахте им. Губкина, как способ увеличения производительности горнодобывающего предприятия, рекомендует в своей работе и Хобта М.Ю. [59]. Он утверждает, что при разработке месторождений железистых кварцитов увеличение высоты этажа позволит значительно сократить объём подготовительно-нарезных выработок для добычи 1 т руды.
В качестве путей совершенствования технологий добычи полезных ископаемых Игнатов М.В. в своей работе предлагает следующие: 1) значительное увеличение высоты этажей; 2) оптимальное упрощение схем подготовки, нарезки и отбойки камер и блоков, уменьшение объёма подготовительно-нарезных работ [26].
Крутопадающие участки наклонных рудных тел с неравномерным орудене-нием автор предлагает отрабатывать системой подэтажных штреков с шестигранной формой камер (Рисунок 2.2) [26]. Суть этого способа заключается в разделении блока на подэтажи, при котором скважинами на открытое очистное пространство отбивают основные запасы камер, после чего обрушают запасы в целиках. Увеличить высоту камер и этажей (при сохранении ими необходимой устойчивости), снизить объёмы подготовительно-нарезных работ, потери и разубоживание руды, сроки подготовки и отработки блоков автор рекомендует путём расположения в шахматном порядке камер вышележащего этажа по отношению к камерам нижележащего этажа. Камеры следует выполнять в виде вытянутого вверх шестигранника, оставляя целики в виде сот с вытянутыми вверх ячейками. Выпуск руды из каждой камеры рекомендуется производить через торцы ортов и квершлагов на основном и промежуточных горизонтах [26].
Анализ известных способов предотвращения обрушений массива горных пород из боков и кровли очистных выработок
Причины стояния незаложенных очистных заходок могут быть связаны с несоответствием производительности закладочного комплекса фактическим объёмам пустот, подлежащим закладке, а также с ведением дополнительных работ в за-ходке после её проходки. При отработке технологического слоя «О» такими работами могут являться: перекрепление выработки в следствие действия повышенного горного давления, ликвидация образовавшихся в кровле выработки куполов, доза-кладка смежных очистных заходок, уборка рудной массы с почвы выработки в результате обрушений руд из кровли и боков очистной заходки. При отработке нижележащих слоев под закладочным массивом последний вид работ встречается чаще остальных.
Повышение концентрации горных работ с целью увеличения нагрузки на выемочные участки приводит к росту напряжений в рудном массиве, в результате чего краевая его часть разрушается и обрушается на почву очистной заходки. По данным шахтных наблюдений на Яковлевском руднике, глубина разрушения рудного массива может достигать 2 м, протяжённость - 15 м, а масса обрушившейся руды - 360 т. Наличие обрушений в очистной заходке требует дополнительных временных затрат на вторичную уборку руды, что повышает время стояния незаложенной очистной заходки, а также снижает безопасность ведения очистных работ.
Наиболее часто с явлением разрушения краевой части массива полезного ископаемого и обрушения её в сторону выработанного пространства, так называемым «отжимом», сталкиваются при разработке угольных месторождений. На рисунке 4.8 представлена классификация способов предотвращения обрушений кровли и краевых частей массива горных пород, предложенная Зубовым В.П. [23].
К пассивным (традиционным) способам управления напряжённо-деформированным состоянием и устойчивостью массива горных пород относят: анкерова-ние пород кровли (или краевых частей массива) впереди забоя, химическое упрочнение руд и пород, оставление защитных пачек полезного ископаемого у кровли, закладка пустот, образовавшихся при вывалах, и ряд других способов [23].
В своей работе Зубов В.П. утверждает, что для предотвращения обрушений пород на малых и средних глубинах наиболее эффективно использование опережающей штанговой крепи, что показывает опыт работы на производственных объединениях «Гуковуголь» и «Ростовуголь» [23]. Его исследования показали, что на больших глубинах результативность применения опережающей штанговой крепи резко снижается. Существенными недостатками этого способа являются высокая трудоёмкость и повышенная опасность работ, связанных с бурением шпуров в породах кровли, нарушенных различными системами трещин [23].
При разработке пластов на больших глубинах положительный эффект даёт химическое анкерование пород непосредственной кровли [23]. Разрушенные породы кровли упрочняют с помощью металлических анкерных стержней, закреплённых в шпуре пенополиуретановым составом [12, 44, 49]. По данным Зубова В.П., сталеполимерными анкерами скрепляют отдельные породные блоки, что предотвращает их обрушение в призабойное пространство. Шпуры бурят перпендикулярно плоскости обрушения, затем в них закладывают ампулы, смешивание жидкостей в которых образует твёрдое химическое соединение - пенополиуретан. Анкерный стержень, подаваемый в шпур, разрушает ампулы и перемешивает их содержимое. Увеличение объёма пенополиуретана при затвердевании в 3-4 раза создаёт давление на стенки шпура до 1 МПа. В результате зазор между анкерным стержнем и стенками шпура полностью заполняется, и состав нагнетается в трещины, пересекающие шпур [23].
В Англии и ФРГ химическое анкерование выполняют с использованием деревянных анкеров [65, 20, 58, 64]. Шпуры для их установки бурят через верхнюю часть забоя под углом 25-35 к плоскости напластования пород. Пакеты с отверди-телем и эпоксидной смолой подаются вместе с деревянным анкером. Анкер из дерева не создаёт трудностей при работе комбайна, так как по мере подвигания забоя он разрушается вместе с полезным ископаемым [23].
В ФРГ для управления краевыми частями массива горных пород используют рукава «Буфлекс» [29]. Их укладывают на каждую раму крепи выработки в период её проходки и заполняют под давлением быстротвердеющей смесью. В результате улучшается контакт крепи с вмещающими породами и предотвращается расслоение пород и снижение их собственной несущей способности [23].
Достаточно высокая результативность химического упрочнения неустойчивых пород на шахтах СССР достигнута при ведении работ на таких предприятиях как: шахта им. Е.Т. Абакумова, «Октябрьский рудник» ПО «Донецкуголь», шахты ПО «Красноармейскуголь» и «Макеевуголь» [14, 15, 30, 50]. Образование и развитие в угольном пласте трещин способствует высвобождению накопленной энергии и приводит к перераспределению напряжений в массиве [63]. Таким образом, процесс самопроизвольного разрушения напряжённых горных пород может быть управляем с помощью слабых воздействий. Это позволяет перейти от традиционных технологий пассивного (силового) управления горным давлением к технологиям активного управления, основанным на вовлечении в работу энергии массива горных пород [13].
К методам активного управления напряжённо-деформированным состоянием массива полезного ископаемого относят: акустические, взрывные, вибрационные, гидродинамические, пневматические, тепловые, циклические и ряд других методов [48, 38, 2, 42, 67, 43]. Принципиально выделяют 2 группы: 1 - методы, основанные на передаче управляющего воздействия пласту непосредственно, 2 - методы, основанные на передаче управляющего воздействия пласту через вмещающие (боковые) породы.
По мнению Зубова В.П., управлять состоянием массива горных пород можно, трансформируя естественное поле напряжений путём изменения его свойств и состояния в некоторой локальной области [23]. Делают это при помощи слабых воздействий на остаточную прочность зоны разрыхления с помощью как основных средств механизации для данной технологии очистной выемки, так и специально созданных устройств с механическими, гидравлическими, пневматическими, гидродинамическими и другими генераторами колебаний или пульсаций, воздействующих либо непосредственно на пласт, либо через боковые породы [23].
Рекомендуемые способы предотвращения обрушений рудного массива из боков очистных заходок при отработке панели
На долю процесса твердения и набора закладочным массивом нормативной прочности приходится до 90% времени от общей продолжительности закладочных работ. При этом в непосредственной близости от твердеющего закладочного массива длительное время (до 35 суток) невозможно начать очистную выемку, что влечёт за собой снижение производственной мощности рудника и уровня пространственной концентрации горных работ. Рост деконцентрации горных работ приводит к увеличению затрат на вспомогательные процессы: поддержание выработок, вентиляцию, водоотлив, транспорт и другие.
В результате выполненных исследований разработана схема ведения очистных работ, позволяющая повысить нагрузку на выемочный участок (Рисунок 6.1) [32]. После окончания проходки очистной заходки подготовку первой закладочной секции начинают в направлении, обратном проходке заходки. Затем секцию закладывают и приступают к подготовке следующей закладочной секции. Ведение очистных работ в смежной заходке начинают со стороны первой закладочной секции после того, как закладочный массив в ней достигнет нормативной прочности. Такой порядок проходки очистных заходок позволит приступать к очистной выемке ещё до того, как окончательно будет сформирован закладочный массив по всей длине заходки. Использование разработанной схемы ведения очистных работ в панели увеличивает объём добываемой одним комбайном руды на 8-10%.
Панель рекомендуется отрабатывать очистными заходками длиной 150-200 м, объединёнными в участки шириной 5а, где а - ширина очистной заходки (Рисунок 3.9). В указанном диапазоне длин заходок использование данной схемы не требует дополнительных затрат на снижение времени набора закладочным массивом нормативной прочности для увеличения нагрузки на выемочный участок (Рисунок 5.5), а также позволяет вести очистную выемку без потери производительности даже при наличии незаложенных заходок, если время их стояния без закладки не превышает 5-13 суток (Рисунок 4.5).
Проходку очистных заходок по руде рекомендуется вести с наклоном верхней части их стенок в сторону рудного массива на угол 49-58 (Рисунок 4.13). Использование данных рекомендаций позволяет уменьшить время стояния незаложенных очистных заходок и снизить интенсивность обрушений рудного массива из их боков.
При невозможности расположения в панели выработок длиной более 150-200 м с целью увеличения объёма добываемой одним комбайном руды рекомендуется отрабатывать панель, объединяя очистные заходки в участки шириной 6а.
В условиях фактически сложившейся технологической схемы ведения очистной выемки на Яковлевском руднике добычу богатых железных руд осуществляют на 4-х очистных горизонтах на площади более 220 000 м2. В настоящее время производственная мощность Яковлевского рудника колеблется от 0,9 до 1,1 млн. т/год при наличии 14 единиц добычного оборудования (MR-360, П 110, Sandvik DD-311, Monomatic). Внедрение рекомендуемых технологических схем отработки панелей при том же количестве оборудования позволит добывать до 1,7 млн. т руды в год, что в 1,5-1,9 раза больше фактически достигнутых значений. Дополнительный годовой объём добычи составит не менее 600 тыс. т. Размещение 14 единиц выемочной техники возможно в двух панелях размерами 150 м х 200 м общей площадью 60 тыс. м2, что уменьшит удельную протяжённость (м/т) проходимых и поддерживаемых подготовительных выработок в 5,7-6,9 раза.
Для оценки производственной мощности рудника при отработке весьма мощных крутопадающих залежей неустойчивых железных руд горизонтальными и слабонаклонными слоями с закладкой выработанного пространства разработан алгоритм, блок схема которого представлена на рисунке 6.2. В качестве исходного значения задают производственную мощность рудника Агод. Ширину панели В и длину очистной заходки /3 назначают, исходя из горно-геологических и горнотехнических условий разработки месторождения. В качестве схемы ведения очистной выемки может быть выбрана любая технологическая схема, приведённая в главе 3. Необходимое число комбайнов пк получают делением заданной производственной мощности рудника на годовой объём добычи одного очистного комбайна с учётом коэффициента его использования (Рисунок 3.13) (зависит от выбранной технологической схемы и длины очистной заходки). Необходимое число панелей пп определяют делением величины, полученной умножением необходимого числа комбайнов пк на ширину участка, в который объединены очистные заходки (согласно технологическим схемам главы 3), на ширину панели В. Полученные результаты сравнивают с фактическим количеством комбайнов пк.фаКт и панелей пп.факт на руднике, а затем принимают решение об изменении либо схемы ведения очистных работ, либо длины очистной заходки, либо ширины панели, либо всех названных параметров вместе.
Использование разработанного алгоритма позволяет оценить потенциально возможную производственную мощность рудника, исходя из текущих геометрических параметров выемочных участков, либо спроектировать «с нуля» технологическую схему с желаемым значением Агод, задав все необходимые параметры.