Электронная библиотека диссертаций и авторефератов России
dslib.net
Библиотека диссертаций
Навигация
Каталог диссертаций России
Англоязычные диссертации
Диссертации бесплатно
Предстоящие защиты
Рецензии на автореферат
Отчисления авторам
Мой кабинет
Заказы: забрать, оплатить
Мой личный счет
Мой профиль
Мой авторский профиль
Подписки на рассылки



расширенный поиск

Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Вайнонен Никита Сергеевич

Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений
<
Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений
>

Диссертация - 480 руб., доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Автореферат - бесплатно, доставка 10 минут, круглосуточно, без выходных и праздников

Вайнонен Никита Сергеевич. Обоснование методики определения границ карьеров при проектировании открытой разработки комплексных рудных месторождений: диссертация ... кандидата технических наук: 25.00.21 / Вайнонен Никита Сергеевич;[Место защиты: Национальный минерально-сырьевой университет «Горный»].- Санкт-Петербург, 2015.- 110 с.

Содержание к диссертации

Введение

ГЛАВА 1 Современное состояние проблемы проектирования границ карьеров 8

1.1 Коэффициент вскрыши и его разновидности 8

1.2 Краткая история развития методов определения границ карьеров 9

1.3 Граничный коэффициент вскрыши для условий разработки однородных месторождений 18

1.4 Методика определения границ карьеров по контурному коэффициенту вскрыши 26

1.5 Метод вариантов при определении конечных границ карьеров 31

1.6 Определение границ карьера при разработке нескольких параллельных залежей 33

1.7. Граничный коэффициент вскрыши при проектировании комплексных место рождений 36

1.8 Оценка показателей эффективности открытых горных работ, учитывающих комплексность месторождений 45

ГЛАВА 2 Методика определения границ карьера, учитывающаякомплексность месторождения 50

2.1 Показатель эффективности открытой разработки комплексных месторождений при определении границ карьера 50

2.2 Определение границ открытой разработки комплексных месторождений по принципу приравнивания контурного коэффициента добычи к граничному 59

ГЛАВА 3 Рассчет граничного коэффициента добычи для условий озерного полиметаллического месторождения

3.1 Минерально-сырьевая база Озернинского рудного узла и структура месторождения 74

3.2 Морфология, условия залегания и параметры рудных тел, вещественный состав руд месторождения 76

3.3. Попутные полезные ископаемые Озерного месторождения 83

3.4 Расчет затрат на основные процессы ведения открытых горных работ и значения граничного коэффициента добычи 85

ГЛАВА 4 Границы озерного полиметаллического месторождения с учетом его комплексности 90

4.1 Запасы полиметаллических руд Озерного месторождения 90

4.2 Границы открытой разработки Озерного месторождения по базовому варианту 92

4.3 Границы открытой разработки Озерного месторождения с учетом попутных полезных ископаемых 96

Заключение 102

Список литературы 1

Граничный коэффициент вскрыши для условий разработки однородных месторождений

В работах А.И. Стешенко (1927—1930 гг.) решаются как плоская, так и объемная задачи. Он получает расчетные формулы для различной степени уточнения границ, вводит в рассмотрение принцип пэ пср учета среднего коэффициента вскрыши для месторождений с увеличивающейся с глубиной мощностью рудного тела,для прочих месторождений рекомендует принцип пэ пк указывает на необходимость при сложных месторождениях производить расчеты отдельно для каждой части залежи, рекомендует для надежности пользоваться объединенным принципом «ср пэ пк [5].

И.А. Кузнецов (1930—1932 гг.) придерживается для крутопадающих рудных тел принципа СИ. Пилявского э пк+п0, развивает и уточняет его. Он предлагает также учитывать руду, добываемую в дне карьера без дополнительных работ по разносу бортов. При определении себестоимости руды и удаления пород предлагает учитывать удорожание добычи с увеличением глубины работ. Для месторождений с горизонтальными рудными телами предлагает формулу, основанную на принципе пэ пср и рассматривает случай разработки нескольких совместно залегающих рудных тел [27].

П.С. Бондарь (1932 г.) впервые рекомендует учитывать суммарную экономию средств от разработки всего месторождения, но эту идею не развивает [13].

Так как развитие методов пошло в сторону усложнения формул и учета все большего и большего количества факторов, влияющих на границы карьеров, то А.А. Штединг (1933 г.) обращает внимание на невысокую точность исходных величин при расчете границ карьеров. Он предлагает учитывать только главные параметры и принимать решение как ориентировочное, с погрешностью ±20%. На основе этих предложений рекомендуется упрощенная формула для определения глубины карьера [11, 13].

Начиная с 1941 г. публикуются работы П.И. Городецкого, в которых развивается принцип пэ пк [20, 21]. Он обобщил большой опыт проектирования и научных исследований, значительно развил методы определения границ карьеров. Исходя из идеи минимальных затрат на разработку всего месторождения комбинированным (открытым и подземным) способом, он дает аналитический метод

установления границ карьеров, указывает на недостатки принципа пэ пк 5 и рекомендует учитывать не только максимальную экономичность, но и абсолютную величину суммарных затрат на разработку месторождения. Для использования

принципа пэ пк автор рекомендует аналитический метод и метод вариантов, дает способ построения контуров карьера для вытянутых рудных тел с переменной мощностью. Подробно анализируются особенности коротких карьеров, дается формула возможного углубления карьера без разноса бортов. Автором рассматриваются также горизонтальные и пологопадающие тела [21].

П.И. Городецкий подробно исследует проблемы экономической выгодности открытых работ и дает формулы для определения себестоимости конечного продукта с учетом добычи и переработки руды [20].

Характерной особенностью научных трудов П.И. Городецкого была их конкретность, доведение всех принципов до рабочих методик, пригодных для прямого использования при проектировании рудников [20].

В период 1945—1954 гг. происходит дальнейшее уточнение методов расчета. При этом авторы исходили из известных ранее принципов пэ пк и пэ пср и главное внимание уделяли совершенствованию методов определения граничного коэффициента вскрыши [13, 54].

Н.А. Стариков (1945 г.) указывает на целесообразность учета коэффициентов извлечения при открытом и подземном способах разработки при расчете граничного коэффициента вскрыши. Это позволяет принять большее значение пэ и, значит, увеличить область применения открытого способа разработки [11]. Л.Д. Шевяков (1947 г.) предлагает определять количество уступов карьера на основе метода целочисленных функций [13].

П.Э. Зурков (1948 г.), развивая дальше методы расчета, предлагает при определении пэ учитывать не только потери, но и различную степень разубоживания при открытых и подземных работах [23, 24].

А.С. Фиделев (1948 г.) возвращается к идее И.А. Кузнецова о необходимости учета влияния глубины проведения горных работ на себестоимость добычи и вскрыши. Он дает аналитическое решение задачи определения количества уступов в карьере, используя дополнительное условие вовлечения в контуры карьера максимальных запасов руды. Все его расчеты выполнены по принципу пэ пк [12]. Ввиду того, что снова, как и в 30—40-е годы, началось усложнение методов расчета границ карьеров, Б.П. Боголюбов (1950 г.) произвел тщательные сравнительные расчеты и исследование достоверности получаемых результатов [13]. Он пришел, как и А.А. Штединг, к выводу о нецелесообразности учета второстепенных факторов. Им предложена простая формула, основанная на принципе пэ nkt уточнено значение глубины карьера с учетом возможности углубки дна без разноса бортов, предложены формулы, учитывающие влияние торцевых объемов пород. Д.М. Мишарин (1949 г.), сравнивая различные методы, также пришел к выводу А.А. Штединга [13].

Н.С. Попов (1951 г.) уточняет методику А.С. Фиделева, предлагая учитывать влияние глубины работ на себестоимость руды, добываемой из открытых и подземных работ. Кроме того, он устанавливает связь между производительностью рудника и границами карьера и предлагает совместно определять его границы и оптимальную производительность [11].

Определение границ открытой разработки комплексных месторождений по принципу приравнивания контурного коэффициента добычи к граничному

Таким образом, выражения (1.27) и (1.28) по сути заключают в себе одинаковый практический смысл, а уточнение общей формулы происходит за счет сравнения объемов добычи основного полезного ископаемого и попутного. Не смотря на это объем работ по получению различной продукции можно сопоставлять лишь путем сравнения потребительной стоимости каждого из выпускаемых видов конечной продукции в отдельности. Данные выражения не могут учесть этот параметр и, ко всему прочему, тот факт, что извлекать из контуров карьера в большинстве случаев можно не одно, а два и более попутных полезных ископаемых [67].

Согласно теории Ф.Г. Грачева необходимо получить значения граничных коэффициентов вскрыши для всех полезных ископаемых - и основного, и попутных в отдельности. После чего можно будет получить среднюю величину граничного коэффициента вскрыши и использовать его во всех последующих операциях для определения глубины открытой разработки [22]: соответствующие граничные коэффициенты. Следует заметить, что достоверность величины граничного коэффициента вскрыши, исходя из вышележащего выражения, имеет очень низкий показатель всвязи с тем, что все извлекаемы полезные ископаемые имеют различную ценность [22].

Согласно исследованию Н.И. Смирнова, необходимо рассчитывать экономически целесообразный коэффициент вскрыши для месторождений с учетом их комплексности и для бедных руд месторождения, балансовых и забалансовых запасов, когда они могут быть извлечены и переработаны с целью получения положительного экономического эффекта исходя из выражения [41]:

Формулы (1.34) и (1.35), в основном, служат для определения экономически целесообразного коэффициент вскрыши с возможностью добычи, переработки и реализации бедных по содержанию полезного компонента руд и забалансовых запасов [41].

В своих работах А.Ф. Санникова вывела более точную формулу для расчета допустимой себестоимости добычи 1 тонны руды, содержащей несколько полезных компонентов. Главной особенностью является тот факт, что процесс обогащения комплексных руд должен происходить в несколько циклов, причем сырьем для переработки в каждом из последующих, будут являться хвосты, оставшиеся от предыдущих циклов [39]. Недостаток этого выражения заключается в невозможности учета комплексности месторождения, хотя данная формула и позволяет учитывать несколько полезных компонентов в исходной руде [39].

В своих исследованиях П.А. Атамась и СИ. Воробьев разрабатывают рекомендации, которые позволяют провести технико-экономическое обоснование конечных границ открытых горных работ, с учетом возможности добычи попутных полезных ископаемых, представленных месторождением [15]. Это становится возможным за счет приведения всех полезных ископаемых и их компонентов к общей ценности одного условного полезного ископаемого и предлагаются методы по расчету различных видов приведенных коэффициентов вскрыши [15]. «г = пэ . (1.37)

Несмотря на важность и определенный прогресс в исследованиях, данная методика имеет существенный недостаток, заключающийся в несовершенстве принципа оконтуривания месторождения, который является причиной необоснованного увеличения глубины открытой разработки, происходящего из-за двойного приведения полезных ископаемых по ценности к условному [15].

В работе П.Э. Зурков и Ю.И. Посохов была выведена формула по расчету предельного коэффициента вскрыши, за счет того, что при использовании всех полезных ископаемых, представляющих ценность, происходит снижение себестоимости ведения вскрышных работ [23, 24]: Г (Рш+Я„Х1-о) где Р1, Ри — постоянные затраты на извлечение 1 тонны полезного ископаемого

Возможность добычи и реализации на сырьевом рынке полезных ископаемых, которые раньше вывозились в отвал и считались вскрышными породами, по идее П.Э. Зуркова и Ю.И. Посохова, представляет собой существенный резерв для увеличения конечной глубины карьеров [23]. Но при всем этом, выражение (1.38) не позволяет учесть наличие и ценность нескольких полезных компонентов в полезных ископаемых.

В работе Е.Е. Маркова предложена формула для расчета экономически целесообразного коэффициента вскрыши при определении границ открытой разработки месторождений, в которых помимо основного полезного ископаемого, есть возможность добычи попутных [33, 31]:

Но даже при учете нескольких полезных ископаемых и их ценных компонентов, граничный коэффициент рассчитывается на общее количество всех полезных ископаемых, а это приводит к необоснованному повышению конечной глубины открытой разработки месторождения [31].

Попутные полезные ископаемые Озерного месторождения

Озернинский рудный узел является одним из наиболее продуктивных и детально изученных районов Бурятии. Характеризуется исключительно высокой разведанностью полезных ископаемых, представленных месторождениями и ру-допроявлениями черных металлов (железа, марганца), цветных металлов (свинец, цинк, медь), благородных металлов (золото, серебро), нерудного минерального сырья - флюорита, бора, барита, известняков, углей, строительных материалов. Основной сырьевой базой Озернинского рудного узла является Озерное полиметаллическое месторождение.

Месторождение приурочено к одной из синклинальных ассиметричных складок вулканогенно-осадочных пород нижнекембрийского возраста. Продуктивную толщу слагают туфо-карбонатные и карбонатно-туфовые горизонты.

По вещественному составу руды месторождения разделяются на свинцово-цинковые колчеданные, колчеданно-сидеритовые, магнетитовые, сидеритовые и баритовые.

Озерное месторождение представлено шестнадцатью колчеданно-полиметаллическими рудными телами и четыремя сидеритовыми, которые распределены на разных стратиграфических уровнях геологического разреза продуктивной толщи и представлены пастообразной и линзовидной формой с переменной мощностью и разделенные между собой вмещающими породами.

Мощность рудных тел варьируется в пределах от нескольких долей метра до 50 метров. Мощность вмещающих пород, разделяющих рудные тела достигает величины в пределе от нескольких метров до 65 метров. Состав руд месторождения свинцово-цинковый при почти полном отсутствии меди; соотношение Pb :Zn : Си равно 1:6: 0,05. Руды содержат в промышленных концентрациях цинк, свинец и серу, а в качестве полезных попутных компонентов - серебро и кадмий. Из элементов-примесей обычны мышьяк, сурьма, германий, таллий.

Озерное месторождение является частью Озернинского рудного узла (ОРУ), расположенного в центральной части Курбино-Еравнинской структурно-металлогенической зоны, вытянутой на северо-восток на протяжении около 500 километров. Рудный узел представлен несколькими месторождениями с залежами свинца, цинка, меди, железных руд, бора, барита, золота, локализованные в пределах вулканогенно-осадочных пород нижнекембрийского возраста. Вмещающие месторождения и рудопроявления породы представляют собой останец, сохранившийся в поле развития раннепалеозойских гранитоидоввитимского интрузивного комплекса. Породы являются карбонатными (доломиты, известняки), терри-генными (песчаники, алевролиты), вулканогенными и вулканогенно-осадочными (туфы, туфопесчанники, туфобрекчии, порфириты и др.) породами, которые несмотря на пологое залегание имеют сложные тектонические нарушения, что является причиной блоковой структуры рудного узла.

Месторождение приурочено к Озернинской синклинали северо-восточного простирания, сложенной туфами кислого и среднего состава, известковистыми и углистыми туффитами, известняковыми брекчиями на туфовом цементе, известняками олдындинской свиты нижнекембрийского возраста. Озерная синклиналь представляет собой асимметричную линейную складку с крутым (45 - 85) падением пород на крыльях и с субгоризонтальным в центре прогиба; шарнир структуры субгоризонтальный с пологим воздыманием в северо-восточной части месторождения. На поверхности месторождение вытянуто на 2,4 км при ширине 700 - 800 м.

Озерная синклиналь осложнена Центральным и Юго-Западным разломами северо-восточного простирания, вдоль которых породы смещены на 50 - 400 м, а также складками второго порядка, которые формируют три тектонических блока -северо-восточный, центральный и юго-западный.

Вулканогенно-осадочные породы месторождения интрудированы субсогласными силлоподобными телами автомагматических брекчий плагиориолито-вых и плагиодацитовых порфиров озернинского и диабазовых порфиритов сур-хебтинского субвулканических комплексов; в северо-восточной части — штоком лавобрекчий и эруптивных брекчий трахириолитов и трахидацитовцаган-хунтейского субвулканического комплекса. Наиболее молодые магматические породы - мезозойские дайки кварцевых сиенит-порфиров и трахидолеритовых порфиритов - образуют ортогональную сеть (северо-восточного и северозападного простирания), располагающуюся вдоль и вкрест простирания складчатой структуры.

В соответствии со строением вмещающих пород рудные тела слагают северо-западное и юго-восточное крылья синклинальной структуры, а также её замковую часть. В центре синклинали рудные тела представляют собой корытообразную форму с раздувами и пережимами, на флангах они или выклиниваются или расщепляются на мелкие линзы. Морфология рудных тел осложнена пострудными разрывными нарушениями широтного и субширотного простирания.

Морфология, условия залегания и параметры рудных тел, вещественный состав руд месторождения Месторождение представлено тремя рудоносными уровнями, расположенными друг от друга на расстояниях в пределах 320 - 650 метров. Верхний уровень включает в себя колчеданно-полиметаллические руды собственно Озерного месторождения, залегающими до глубины 350 м.

Свинцово-цинковые полиметаллические залежи рудных тел верхнего узла являются рядом залегающих друг над другом согласных пластовидных, реже ленточных пластовидных и линзовидных рудных тел толщиною в пределах от полуметра до 50 метров, с усредненной мощностью от 1,5 - 14,1 метра. Параметры залежей рудных тел обуславливаются размерами вмещающей вулканической структуры, протяженность их по простиранию изменяется от 470 - 920 метров до 1850 -2400 метров, а размеры по ширине варьируются от 55 - ПО до 390 - 520 м. По продуктивности рудных тел в пределах верхний рудный горизонт можно разбить на два подгоризонта - верхний и нижний. Верхний подгоризонт представлен рудными телами № 7, 6, 3, 2 и 1, которые по содержанию полезного компонента уступают рудам верхнего и являются так называемыми, бедными рудами, представляющими 30% всех запасов полиметаллической руды месторождения. Нижний подгоризонт включает в себя самые богатые по содержанию и крупные по мощности залежи рудных тел № 8, 9, 10, 11, 12, которые содержат 70% запасов свин-цово-цинковой полиметаллической руды всего месторождения.

Рудные тела в основном залегают согласно с вмещающими породами, нижние границы их более четкие, верхние у ряда рудных тел постепенные с переходом богатых слоистых брекчиевидных руд через зону рассеянной сульфидной минерализации в слабооруденелые породы.

Залегание рудных тел в крыльях синклинали изменчиво и определяется конкретными формами мелких складок, изменением ориентировки крыльев, очертанием формы замка и поведением шарнира складки. Непостоянство форм синклинали обусловило существенное изменение углов падения рудных тел на ее крыльях. При переходе к северо-восточной части месторождения прослеживается возрастание величины углов падения залежей руды: для тел верхнего горизонта угол падения варьируется в пределах 45-55 градусов, а в нижней части угол падения достигает 85 градусов. При рассмотрении юго-западной части месторождения прослеживается изменение углов падения в пределах 15-30 до 35-65. Полиметаллические рудные тела, ввиду специфики их слоевого залегания с чередованием пустых, оруденелых и прочих вмещающих пород, имеют крайне неоднородное строение.

Границы открытой разработки Озерного месторождения по базовому варианту

Примечание: запасам серебра и кадмия категории Сі отвечают руды категории В+Ci в количестве 104961 тыс.т., а категории С2 - 23230 тыс.т. категории С2.

В течение 1978 - 1984 г.г. Озернинской ГРП Минцветмета СССР на месторождении выполнялись геологоразведочные работы по изучению зоны окисления, отбору и испытанию крупных технологических проб. Этими работами установлено широкое развитие зоны окисления и крайне сложная граница между окисленными и смешанными рудами. Ориентировочно намечена граница смешанных руд с первичными и подсчитаны запасы. Запасы окисленных руд оценены в количестве около 5,9 млн.т с содержанием цинка 2,15% и свинца 0,5%; смешанных руд - в 7,5 млн.т с содержанием цинка 4,29% и свинца 0,91%.

В 1995 г. институтом ЦНИГРИ при геолого-экономической оценке вариантов освоения месторождения запасы по рудным телам были подсчитаны с учетом структуры месторождения и условий отработки.

Результаты подсчетов, утвержденные ГКЗ СССР в 1970 г. и выполненные ЦНИГРИ в 1995 г., отличаются между собой по руде менее чем на 3%, по цинку на 6%, по свинцу на 3,6%, что подтверждает достоверность подсчетов 1970 г. и 1995 г.

По данным подсчетов в Северо-западном крыле синклинали сосредоточено 38,2% запасов цинка со средним содержанием 5,45%, 45,6% запасов с содержанием цинка 6,71% локализовано в замковой части мульды, остальные 16,2% связаны с юго-восточным крылом (содержание цинка 5,94%). Наибольшие запасы приурочены к горизонтам с абсолютными отметками 1075 - 1135 м. Вместе с тем наиболее высокие содержания цинка (7 - 8%) отмечены на глубине 1075 - 955 м, в приповерхностной части содержание цинка менее 5%. Весь цинк связан со сфалеритом, наиболее богатые по цинку являются колчеданные полосчатые руды. Общей тенденцией для месторождения является уменьшение содержания цинка в рудах юго-западного фланга, а по вертикали вверх и вниз от 8 рудного тела.

Среднее содержание полезных компонентов по рудным телам составляет: в верхнем продуктивном горизонте цинка от 2,8 до 4,51%, свинца 0,37 - 0,57%, серы 16,51 - 20,38%, железа 21,31%, серебра 20,6 - 29,8 г/т, кадмия 0,008 - 0,13%; в нижнем цинка от 5,35 до 8,30%, свинца 0,89 - 2,09%, серы (общей) от 12 до 30,3%, железа от 14,57 до 30,66%, серебра от 20,6 до 44,2 г/т, кадмия от 0,008 до 0,022%. 4.2 Границы открытой разработки Озерного месторождения по базовому варианту

Для оконтуривания месторождения использовался принцип приравнивания граничного коэффициента вскрыши контурному Кг = К . [10, 11]

Для достижения большой точности определения конечной глубины карьера применяем метод сравнивания вариантов (метод последовательных приближений), суть которого в следующем.

На поперечных сечениях по месторождению отстраиваются контуры карьера для различных глубин. Для каждого варианта определяются запасы полезного ископаемого, объем вскрыши и коэффициент вскрыши. Путем сравнения коэффициентов вскрыши каждого варианта с граничным коэффициентом вскрыши определяют конечную глубину карьера на данном поперечном сечении. Далее определяются запасы полезного ископаемого (руды) и объемы вскрыши в контурах карьера. Определяется контурный коэффициент вскрыши.

Характерный поперечный разрез по Озерному месторождению с контуром карьера на конец отработки Таким образом, были оконтурены залежи поперечных 17 разрезов по месторождению (№ 25, 26, 27, 29, 30, 31, 32, 34, 38, 40, 41, 42, 43, 44, 45, 46, 47), рисунок 4.1.

В соответствии с различными горно-геологическими условиями, в частности разной мощностью залежи, конечная глубина карьера на поперечных разрезах изменяется. В связи с этим необходимо провести нивелирование дна карьера.

Непосредственно перед нивелированием дна карьеров были приняты два условия: 1. Ориентировочное соблюдение равенства прирезаемых и отрезаемых объемов руды. 2. Протяженность дна карьера должна удовлетворять транспортным возможностям и должна быть больше 200 м. На разрезах в первоначальном построении получены отметки до 925 м, которые были отнивелированы на глубину 955 м. Окончательно в результате исследования получено две донных отметки: основная часть имеет отметку 955 м и протяженностью 200 м; сравнительно небольшая по протяженности часть имеет отметку 1015 м. На основе нивелирования дна они были откорректированы для дальнейшего использования при построении карьера на конец отработки без вписывания схемы вскрытия. На основе откорректированных поперечных разрезов строится карьер на конец отработки без схемы вскрытия. Объем руды и вскрыши в контурах карьера с учетом схемы вскрытия представлен в таблице 4.2. Учитывая местоположение пунктов приема полезных ископаемых и вскрышных пород, а также рельеф поверхности на плане карьера на конец отработки трассируется схема капитального вскрытия.

Схема капитального вскрытия должна обеспечивать минимальную дальность транспортирования. Далее производим непосредственную трассировку. Для этого от поверхности до дна карьера по горизонтам откладываем линии съездов, породного и рудного ходов на конец отработки.

В нашем случае, как показали построения схемы вскрытия, максимальные изменения объемов вскрыши и руды вызваны нивелированием дна карьера и размещением систем вскрытия с обоих бортов карьера (рудные и отвальные транспортные коммуникации). В случае же использования систем на глубокой части карьера можно было бы получить огромное приращение вскрышных пород при незначительном увеличении объемов добытой руды.