ПРОГРАММНОЕ ОБЕСПЕЧЕНИЕ "PRESS 3D URAL"
Комплексное геомеханическое обоснование безопасных параметров
подземной разработки месторождений полезных ископаемых
ЭКОНОМИЧЕСКОЕ ОБОСНОВАНИЕ ИННОВАЦИОННЫХ РЕШЕНИЙ ПО СНИЖЕНИЮ ПОТЕРЬ СЫРЬЯ В АЛЮМИНИЕВОЙ ОТРАСЛИ РОССИИ
Введение. Специфической особенностью российской алюминиевой промышленности является ее экспортная направленность (до 80 % готовой продукции реализуется на внешнем рынке)
при недостатке (более 50 %) собственного добываемого сырья [1], обусловленном ограниченными запасами и относительно низким качеством российских бокситов
(по сравнению с зарубежными аналогами из-за высокого содержания вредных примесей). Огромные ресурсы и подготовленные в России промышленные запасы других видов
алюминиевого сырья – нефелинов [1–3] и кианитов [4–6] в мировой и отечественной практике используются пока в ограниченном количестве по сравнению с бокситами.
К настоящему времени как на российских, так и зарубежных рудниках в старопромышленных районах отмечается устойчивая тенденция к увеличению глубины отработки руды. В частности, средняя глубина подземной добычи бокситовых руд составляет 1000–1200 м.
Многолетние данные наблюдений за проявлением горных ударов на рудниках и результаты геодинамического районирования показывают [7], что увеличение глубины разработки приводит к росту интенсивности проявления горного давления и размеров рудных участков, опасных по горным ударам. На глубинах разработки свыше 1000 м доля удароопасных участков может достигать 30 % и более (рис. 1).
К настоящему времени как на российских, так и зарубежных рудниках в старопромышленных районах отмечается устойчивая тенденция к увеличению глубины отработки руды. В частности, средняя глубина подземной добычи бокситовых руд составляет 1000–1200 м.
Многолетние данные наблюдений за проявлением горных ударов на рудниках и результаты геодинамического районирования показывают [7], что увеличение глубины разработки приводит к росту интенсивности проявления горного давления и размеров рудных участков, опасных по горным ударам. На глубинах разработки свыше 1000 м доля удароопасных участков может достигать 30 % и более (рис. 1).
Рис. 1. Изменение доли удароопасности участков от глубины горных работ
Для обеспечения устойчивости горных выработок и в целом промышленной безопасности необходимо исследовать механические свойства горных пород, осуществлять постоянный
мониторинг напряжений в горных массивах и вводить профилактические меры по борьбе с горными ударами. При наличии слабых, нарушенных, обводненных массивов указанные
мероприятия актуальны и на меньших глубинах [8–12]. Это предопределяет необходимость разработки, уточнения и применения новых методов управления горным давлением,
выбора наименее затратного варианта обеспечения промышленной безопасности.
В настоящее время для снижения удароопасности на рудниках широко применяют два способа: технический, предусматривающий бурение разгрузочных скважин для увеличения податливости рудного массива, и технологический, направленный на формирование в выработанном пространстве дополнительных опор (барьерных целиков) для уменьшения площадей обнажений пород кровли. Для многих глубин оба способа являются осуществимыми и технически эффективными, т. е. позволяют снизить удароопасность. Поэтому для конкретных горнотехнических условий необходим обоснованный выбор наиболее экономичного способа снижения удароопасности рудной залежи. Отсюда возникает цель исследования: научно-техническое и экономическое обоснование инновационных решений, включая научно-исследовательские, опытно-конструкторские и технологические работы, по повышению экономической эффективности и безопасности ведения горных работ в удароопасных условиях на больших глубинах.
Методика и результаты исследования. Суть предлагаемой методики технико-экономического обоснования наилучшего решения по выбору конкретного способа профилактики горных ударов для конкретных горнотехнических условий отработки залежей заключается в следующем.
На первом этапе выполняется геомеханическое обоснование эффективных параметров скважинной разгрузки или барьерного целика. Выполненные специалистами Санкт-Петербургского горного университета и Северо-Уральского бокситового рудоуправления (СУБР) методические и горно-экспериментальные разработки показали [13, 14], что на рудниках СУБРа для снижения горного давления до безопасного уровня следует применять площадную скважинную разгрузку с дифференцированными параметрами в пределах участка отработки, что позволяет обеспечить равномерное снижение и перераспределение горного давления.
Эффективность скважинной разгрузки также подтверждается практикой выемки запасов высоконапряженных разделительных массивов-целиков, формирующихся при отработке встречными фронтами при разработке Октябрьского месторождения ПАО «ГМК «Норильский никель». Предотвращение горных ударов достигается первоочередной разгрузкой рудного массива скважинами большого диаметра. Это позволяет увеличивать фронт очистных работ и объемы добычи богатых руд из целиков при обеспечении безопасности горных работ. Вместе с тем бурение разгрузочных скважин связано с его удорожанием в связи с ростом глубины работ. Например, для условий СУБРа стоимость работ по бурению разгрузочных скважин изменяется с увеличением глубины практически прямолинейно (рис. 2). Поэтому при разработке бокситовых руд средней ценности значительный интерес представляет применение альтернативных мероприятий по снижению удароопасности в очистных блоках, например уменьшение пролетов зависающих пород кровли путем оставления в выработанном пространстве временных разделительных барьерных целиков.
В настоящее время для снижения удароопасности на рудниках широко применяют два способа: технический, предусматривающий бурение разгрузочных скважин для увеличения податливости рудного массива, и технологический, направленный на формирование в выработанном пространстве дополнительных опор (барьерных целиков) для уменьшения площадей обнажений пород кровли. Для многих глубин оба способа являются осуществимыми и технически эффективными, т. е. позволяют снизить удароопасность. Поэтому для конкретных горнотехнических условий необходим обоснованный выбор наиболее экономичного способа снижения удароопасности рудной залежи. Отсюда возникает цель исследования: научно-техническое и экономическое обоснование инновационных решений, включая научно-исследовательские, опытно-конструкторские и технологические работы, по повышению экономической эффективности и безопасности ведения горных работ в удароопасных условиях на больших глубинах.
Методика и результаты исследования. Суть предлагаемой методики технико-экономического обоснования наилучшего решения по выбору конкретного способа профилактики горных ударов для конкретных горнотехнических условий отработки залежей заключается в следующем.
На первом этапе выполняется геомеханическое обоснование эффективных параметров скважинной разгрузки или барьерного целика. Выполненные специалистами Санкт-Петербургского горного университета и Северо-Уральского бокситового рудоуправления (СУБР) методические и горно-экспериментальные разработки показали [13, 14], что на рудниках СУБРа для снижения горного давления до безопасного уровня следует применять площадную скважинную разгрузку с дифференцированными параметрами в пределах участка отработки, что позволяет обеспечить равномерное снижение и перераспределение горного давления.
Эффективность скважинной разгрузки также подтверждается практикой выемки запасов высоконапряженных разделительных массивов-целиков, формирующихся при отработке встречными фронтами при разработке Октябрьского месторождения ПАО «ГМК «Норильский никель». Предотвращение горных ударов достигается первоочередной разгрузкой рудного массива скважинами большого диаметра. Это позволяет увеличивать фронт очистных работ и объемы добычи богатых руд из целиков при обеспечении безопасности горных работ. Вместе с тем бурение разгрузочных скважин связано с его удорожанием в связи с ростом глубины работ. Например, для условий СУБРа стоимость работ по бурению разгрузочных скважин изменяется с увеличением глубины практически прямолинейно (рис. 2). Поэтому при разработке бокситовых руд средней ценности значительный интерес представляет применение альтернативных мероприятий по снижению удароопасности в очистных блоках, например уменьшение пролетов зависающих пород кровли путем оставления в выработанном пространстве временных разделительных барьерных целиков.
Рис. 2. Изменение стоимости работ по бурению разгрузочных скважин от глубины горных работ
На втором этапе на основе технических параметров скважинной разгрузки и оставления временных барьерных целиков определяется сравнительная стоимость указанных
профилактических мероприятий. На третьем этапе выбор конкретного профилактического мероприятия основывается на величине экономического эффекта, определяемого экономией
затрат по сравниваемым мероприятиям.
Технико-экономическое обоснование выбора способа управления горным давлением на удароопасных рудных залежах показывается на примере Североуральского бокситового месторождения.
Результаты геодинамического районирования и выполненное геомеханическое обоснование эффективных параметров скважинной разгрузки или барьерного целика показали, что оба варианта профилактических мероприятий позволяют снизить удароопасность в очистном блоке.
При численных расчетах напряженно-деформированного состояния (НДС) и удароопасности рудной залежи и целиков с использованием программного комплекса PRESS 3D URAL [15] учитывались данные о мощности и строении рудного тела, а также о физико-механических свойствах руд и пород. Контур краевой части рудного тела с очистным пространством моделировался в соответствии с горнотехнической документацией (планами горных работ). Для оценки влияния разгрузочных скважин на изменение НДС были выполнены многовариантные численные расчеты напряжений со значениями приведенной толщины разгрузочной щели в диапазоне 0,005–0,1 м.
Оценка затрат выполнена для каждого профилактического мероприятия на основе данных СУБРа для глубины разработки 1000 м. Затраты на проведение скважинной разгрузки в рассматриваемых условиях составляют 912 тыс. руб. При определении затрат в случае оставления временного барьерного целика учитываются затраты на проведение подготовительной выработки для выпуска руды и возможные потери и разубоживание руды при выпуске руды из целика. Для выпуска руды из временного барьерного целика используют полевые подготовительные выработки сечением 12,4 м2, пройденные в подстилающих породах рудной залежи. По данным СУБРа, затраты на проходку горно-подготовительной выработки составляют 1200 руб/м3. С учетом площади поперечного сечения и длины выработки (80 м) затраты на ее проведение составят 1190,4 тыс. руб.
Сравнение вариантов снижения удароопасности рудной залежи показывает, что при ведении горных работ на глубине 1000 м (и менее) скважинная разгрузка является экономически более эффективной. Прямой экономический эффект от экономии затрат на осуществление сравниваемых вариантов снижения удароопасности с учетом налога на прибыль (20 %) для указанных условий СУБР составляет Э = (1190,4 – 912) × (1 – 0,2) = 222 тыс. руб.
Результаты выполненных расчетов по проведению профилактических мероприятий для различных глубин разработки рудных залежей представлены на рис. 3. Следует отметить, что с ухудшением горно-геологических и горнотехнических условий затраты на бурение разгрузочных скважин будут расти и при определенных условиях станут превышать затраты на оставление временного барьерного целика. Для таких условий оставление временного барьерного целика будет являться экономически более эффективным вариантом по сравнению с применением скважинной разгрузки.
Технико-экономическое обоснование выбора способа управления горным давлением на удароопасных рудных залежах показывается на примере Североуральского бокситового месторождения.
Результаты геодинамического районирования и выполненное геомеханическое обоснование эффективных параметров скважинной разгрузки или барьерного целика показали, что оба варианта профилактических мероприятий позволяют снизить удароопасность в очистном блоке.
При численных расчетах напряженно-деформированного состояния (НДС) и удароопасности рудной залежи и целиков с использованием программного комплекса PRESS 3D URAL [15] учитывались данные о мощности и строении рудного тела, а также о физико-механических свойствах руд и пород. Контур краевой части рудного тела с очистным пространством моделировался в соответствии с горнотехнической документацией (планами горных работ). Для оценки влияния разгрузочных скважин на изменение НДС были выполнены многовариантные численные расчеты напряжений со значениями приведенной толщины разгрузочной щели в диапазоне 0,005–0,1 м.
Оценка затрат выполнена для каждого профилактического мероприятия на основе данных СУБРа для глубины разработки 1000 м. Затраты на проведение скважинной разгрузки в рассматриваемых условиях составляют 912 тыс. руб. При определении затрат в случае оставления временного барьерного целика учитываются затраты на проведение подготовительной выработки для выпуска руды и возможные потери и разубоживание руды при выпуске руды из целика. Для выпуска руды из временного барьерного целика используют полевые подготовительные выработки сечением 12,4 м2, пройденные в подстилающих породах рудной залежи. По данным СУБРа, затраты на проходку горно-подготовительной выработки составляют 1200 руб/м3. С учетом площади поперечного сечения и длины выработки (80 м) затраты на ее проведение составят 1190,4 тыс. руб.
Сравнение вариантов снижения удароопасности рудной залежи показывает, что при ведении горных работ на глубине 1000 м (и менее) скважинная разгрузка является экономически более эффективной. Прямой экономический эффект от экономии затрат на осуществление сравниваемых вариантов снижения удароопасности с учетом налога на прибыль (20 %) для указанных условий СУБР составляет Э = (1190,4 – 912) × (1 – 0,2) = 222 тыс. руб.
Результаты выполненных расчетов по проведению профилактических мероприятий для различных глубин разработки рудных залежей представлены на рис. 3. Следует отметить, что с ухудшением горно-геологических и горнотехнических условий затраты на бурение разгрузочных скважин будут расти и при определенных условиях станут превышать затраты на оставление временного барьерного целика. Для таких условий оставление временного барьерного целика будет являться экономически более эффективным вариантом по сравнению с применением скважинной разгрузки.
Рис. 3. Сравнение затрат на проведение профилактических мероприятий по скважинной разгрузке (1) и оставлению временного барьерного целика (2)
Также следует учитывать, что при оставлении временного барьерного целика потери руды в недрах составляют 10 %, что приводит к необходимости учета в оценке как затрат
на проходку подготовительной выработки для отработки временного барьерного целика, так и стоимостной оценки потерь руды.
Дополнительными факторами, влияющими, помимо прямых затрат, на выбор варианта проведения профилактических мероприятий, являются минимизация потерь и разубоживания руды при выпуске ее из временного барьерного целика, а также возможность получения дополнительных объемов добычи руды после окончания работ в блоке в определенные моменты времени.
Выполненные на примере месторождений СУБРа расчеты показали, что запасы руды во временном барьерном целике составляют 16 тыс. т. Стоимостная оценка потерь запасов выполнена по показателю прибыли, приведенной на 1 т запасов, с учетом ценности руды и ее себестоимости при добыче. Ценность руды определяется по цене полезного компонента с учетом коэффициента сквозного извлечения.
Норма дисконта принята равной 20 % с учетом различных рисков. Рыночная цена боксита составила 54 долл. США/т на условиях CIF (Китай) в 2015 г. По данным РУСАЛа, в себестоимости алюминия затраты на добычу боксита составляют 8 %, что в 2015 г. составило 1437 долл/т × 0,08 = 115 долл/т. Для производства 1 т алюминия требуется около 2 т глинозема, а для производства 1 т глинозема – около 2–3 т бокситов.
Расчеты прибыли могут быть выполнены при различных ценах. 1. Цены на боксит определены методом полных затрат с 15 % рентабельностью (см. таблицу). 2. Цены на сырье и промежуточную продукцию (глинозем, боксит) могут быть установлены в зависимости от динамики рыночных цен на алюминий.
Дополнительными факторами, влияющими, помимо прямых затрат, на выбор варианта проведения профилактических мероприятий, являются минимизация потерь и разубоживания руды при выпуске ее из временного барьерного целика, а также возможность получения дополнительных объемов добычи руды после окончания работ в блоке в определенные моменты времени.
Выполненные на примере месторождений СУБРа расчеты показали, что запасы руды во временном барьерном целике составляют 16 тыс. т. Стоимостная оценка потерь запасов выполнена по показателю прибыли, приведенной на 1 т запасов, с учетом ценности руды и ее себестоимости при добыче. Ценность руды определяется по цене полезного компонента с учетом коэффициента сквозного извлечения.
Норма дисконта принята равной 20 % с учетом различных рисков. Рыночная цена боксита составила 54 долл. США/т на условиях CIF (Китай) в 2015 г. По данным РУСАЛа, в себестоимости алюминия затраты на добычу боксита составляют 8 %, что в 2015 г. составило 1437 долл/т × 0,08 = 115 долл/т. Для производства 1 т алюминия требуется около 2 т глинозема, а для производства 1 т глинозема – около 2–3 т бокситов.
Расчеты прибыли могут быть выполнены при различных ценах. 1. Цены на боксит определены методом полных затрат с 15 % рентабельностью (см. таблицу). 2. Цены на сырье и промежуточную продукцию (глинозем, боксит) могут быть установлены в зависимости от динамики рыночных цен на алюминий.
Таблица - Расчеты прибыли, руб., на 1 т балансовых запасов
Лучший вариант профилактического мероприятия выбирается по максимуму чистого дисконтированного дохода (ЧДД), который будет получен при полной отработке оставленных запасов
блока. При скважинной разгрузке средний ежегодный объем добычи руды составляет 14,4 тыс. т/5 лет = 2,9 тыс. т руды в год. Проведенные затраты на бурение скважин
(912 тыс. руб.) позволяют отработать блок полностью. Тогда интегральный экономический эффект (ЧДД) составит за весь период отработки блока 7,85 млн руб. При применении
временного барьерного целика запасы будут отработаны за два последних года по 7,2 тыс. т в год. При затратах на проходку горно-подготовительной выработки в размере
1,2 млн руб. интегральный экономический эффект за весь период отработки блока составит 6,39 млн руб.
Выполненные расчеты для различных глубин показывают (рис. 4), что при увеличении глубины значения ЧДД становятся примерно равными, что связано с увеличением затрат на бурение с ростом глубины.
Выполненные расчеты для различных глубин показывают (рис. 4), что при увеличении глубины значения ЧДД становятся примерно равными, что связано с увеличением затрат на бурение с ростом глубины.
Рис. 4. Значения ЧДД по вариантам профилактических мероприятий в зависимости от глубины разработки руд: 1 – cкважинная разгрузка; 2 – временный барьерный целик
Основным фактором, влияющим на стоимостную оценку запасов руды в целике, как и всех запасов месторождения во времени, является рыночная цена на алюминий. Рост затрат
преимущественно связан с влиянием инфляционных факторов, поэтому соотношение между темпом роста цен на товарную продукцию и темпом роста издержек на производство будет
определять изменение величины прибыли на 1 т запасов [16].
На рис. 5 представлена динамика цены на алюминий по данным Лондонской биржи металлов (ЛБМ), имеющая два периода роста цен (2005–2009 гг. и после резкого спада в мае 2009 г. рост в 2009–2012 гг.), после которого наблюдается затяжной спад до 2016 г., и, наконец, новый период роста 2017 г.
Анализ долгосрочных тенденций изменений цены на алюминий по данным ЛБМ за 50 лет демонстрирует (как и по большинству цветных металлов) общую ярко выраженную тенденцию к росту: цены на алюминий за полвека выросли в 2 раза.
На рис. 5 представлена динамика цены на алюминий по данным Лондонской биржи металлов (ЛБМ), имеющая два периода роста цен (2005–2009 гг. и после резкого спада в мае 2009 г. рост в 2009–2012 гг.), после которого наблюдается затяжной спад до 2016 г., и, наконец, новый период роста 2017 г.
Анализ долгосрочных тенденций изменений цены на алюминий по данным ЛБМ за 50 лет демонстрирует (как и по большинству цветных металлов) общую ярко выраженную тенденцию к росту: цены на алюминий за полвека выросли в 2 раза.
Рис. 5. Динамика рыночной цены на алюминий с 2005 до 2017 г
Таким образом, эффект выбранного мероприятия по снижению удароопасности зависит от динамики себестоимости добычи руды; изменения рыночных и трансфертных цен как на руду,
так и на конечную продукцию; периода отработки блока; различных рисков, отражаемых в норме дисконта [17–20].
Заключение. Для снижения удароопасности на рудниках широко применяются такие способы, как бурение разгрузочных скважин и формирование в выработанном пространстве дополнительных опор (барьерных целиков).
Методика выбора варианта снижения удароопасности включает геомеханическое обоснование параметров скважинной разгрузки или барьерного целика, оценку стоимости профилактических мероприятий, определение величины экономического эффекта по сравниваемым мероприятиям.
Сравнение вариантов снижения удароопасности по величине затрат позволяет определить экономически эффективные интервалы по глубине для каждого варианта. Вариант со скважинной разгрузкой является более предпочтительным до глубины 1100 м на бокситовых рудных залежах.
При переходе на большие глубины отработки удароопасных рудных залежей следует учитывать прогнозную динамику цен на алюминий, которая в значительной мере оказывает влияние на интегральный экономический эффект. При неизменных ценах или тенденции к снижению цен предпочтительным является вариант со скважинной разгрузкой.
Моделирование цен и себестоимости боксита показало, что при тенденции к росту цен на 20–30 % в год вариант с барьерным целиком более эффективен. Это связано с тем, что отработка запасов из целика будет осуществляться в последующие годы с более высокими ценами.
Учет ценового фактора позволяет более обоснованно планировать варианты снижения удароопасности рудных залежей в связи с влиянием прогнозной динамики цен на все блоки, находящиеся в одновременной отработке (например, 80 блоков на СУ БРе), и повысить экономическую эффективность добычи.
Заключение. Для снижения удароопасности на рудниках широко применяются такие способы, как бурение разгрузочных скважин и формирование в выработанном пространстве дополнительных опор (барьерных целиков).
Методика выбора варианта снижения удароопасности включает геомеханическое обоснование параметров скважинной разгрузки или барьерного целика, оценку стоимости профилактических мероприятий, определение величины экономического эффекта по сравниваемым мероприятиям.
Сравнение вариантов снижения удароопасности по величине затрат позволяет определить экономически эффективные интервалы по глубине для каждого варианта. Вариант со скважинной разгрузкой является более предпочтительным до глубины 1100 м на бокситовых рудных залежах.
При переходе на большие глубины отработки удароопасных рудных залежей следует учитывать прогнозную динамику цен на алюминий, которая в значительной мере оказывает влияние на интегральный экономический эффект. При неизменных ценах или тенденции к снижению цен предпочтительным является вариант со скважинной разгрузкой.
Моделирование цен и себестоимости боксита показало, что при тенденции к росту цен на 20–30 % в год вариант с барьерным целиком более эффективен. Это связано с тем, что отработка запасов из целика будет осуществляться в последующие годы с более высокими ценами.
Учет ценового фактора позволяет более обоснованно планировать варианты снижения удароопасности рудных залежей в связи с влиянием прогнозной динамики цен на все блоки, находящиеся в одновременной отработке (например, 80 блоков на СУ БРе), и повысить экономическую эффективность добычи.
Авторы: Сидоров Д.В., проф. каф. РМПИ Санкт-Петербургского горного университета, д.т.н., Пономаренко Т.В., проф. каф. ОиУ Санкт-Петербургского горного университета, д.э.н., Ларичкин Ф.Д., г.н.с. Института экономических проблем им. Г.П. Лузина КНЦ РАН, проф., д.э.н., Воробьёв А.Г., шеф-редактор АО «Издательский дом «Руда и Металлы», проф., д.э.н.
ECONOMIC JUSTIFICATION OF INNOVATIVE SOLUTIONS ON LOSS REDUCTION IN THE ALUMINIUM SECTOR OF RUSSIA
Information about authors: D. V. Sidorov, Professor, Doctor of Engineering Sciences, Saint-Petersburg Mining University, Saint-Petersburg, Russia, sidorov-post@yandex.ru, T. V. Ponomarenko, Professor, Associate Professor, Doctor of Economic Sciences, Saint-Petersburg Mining University, Saint-Petersburg, Russia, F. D. Larichkin, Chief Researcher, Professor, Doctor of Economic Sciences, Luzin Institute for Economic Studies, Kola Science Center, Russian Academy of Sciences, Apatity, Russia, A. G. Vorobiev3, Editor-in-Chief, Professor, Doctor of Economic Sciences, Ore and Metals Publishing House, Moscow, Russia
Abstract. It is becoming more difficult to develop efficiently bauxite reserve base due to the fact that mining has to be done at great depths, which are characterized by complex geological, geotechnical and geodynamic conditions. The article presents technological and economic recommendations on introduction of innovative solutions, including R&D, experimental designing and engineering development contributing to the increase in safety and economic efficiency of deep-level rockburst-hazardous mining. The main line toward a decrease in deficit of bauxite reserves in Russian is connected with the increase in efficient subsoil management by means of loss reduction in bauxite production at Sevuralboksiruda which develops rockburst-hazardous deposits at great depths. It is suggested to take into account aluminium price behavior, which has considerable influence on integrated economic effect, jointly with costs of activities aimed to prevent rockbursting (borehole stress relief, mined-out area size reduction by making temporal safety pillars, etc.). The feasibility study of variants for mining bauxite reserves in blocks of different geodynamic hazard allows concluding that under unaltered price or price decline tendency, it is rather to undertake local prevention of rock bursts, for example, borehole stress relief method. At the same time, bauxite cost and price modeling shows that the variant of mining with safety pillars is more efficient given the trend of price advance by 20–30% per year.
Keywords: ore deposits, rock burst hazard, stress-relieving boreholes, safety pillars, losses, industrial safety, technological solutions, economic efficiency.
References:
1. Condition and Use of Mineral Resources in the Russian Federation in 2015: Governmental Report. Moscow : Mineral-Info. 2016. 341 p.
2. Sizyakov V. M. Current state, problems and development prospects of the integrated nepheline processing method. Zapiski Gornogo instituta. 2006. Vol. 169. pp. 16–22.
3. Alekseev A. I. Integrated processing of apatite–nepheline ore based on closed process flow charts. Zapiski Gornogo instituta. 2015. Vol. 215. pp. 75–82.
4. Voitekhovsky Yu. L. Keivy kyanite schist—strategic reserve of Russia. Problems of Kyanite Schist Development on the Kola Peninsula, in Karelia and the Urals: All-Russian Conference Proceedings. Apatity : K&M Publisher. 2010.
5. Ogorodnikov V. N., Koroteev V. A., Voitekhovsky Yu. L., Shchiptsov V. V., Polenov Yu. A., et al. Kyanite Ore of Russia. Series: Development of Mineral and Raw Materials Base of Russia. Yekaterinburg : UrO RAN. 2012. 334 p.
6. Ogorodnikov V. N., Koroteev V. A., Voitekhovsky Yu. L., Shchiptsov V. V., Polenov Yu. A., et al. Kyanite Ore: Morphogenetical Types and Processing Technologies. Series: Development of Mineral and Raw Materials Base of Russia. Yekaterinburg : RIO UrO RAN. 2013. 310 p.
7. Sidorov D. V., Shonin O. B. Prediction of geodynamic processes in mining at the rockburst-hazardous North Ural bauxite deposit. Zapiski Gornogo instituta. 201. Vol. 188. pp. 117–120.
8. Louchnikov V. N., Eremenko V. A., Sandy M. P. Ground support liners for underground mines: energy absorption capacities and costs. Eurasian Mining. 2014. No. 1. pp. 54–62.
9. Eremenko V. A., Neguritsa D. L. Efficient and active monitoring of stresses and strains in rock masses. Eurasian Mining. 2016. No. 1. pp. 21–24. DOI: 10.17580/em.2016.01.02.
10. Protosenya A. G., Karasev M. A., Petrov D. N. Investigating mechanical properties of argillaceous grounds in order to improve safety of development of megalopolis underground space. International Journal of Applied Engineering Research. 2016. Vol. 11, No. 16. pp. 8949–8956.
11. Protosenya A. G., Karasev M. A., Belyakov N. A. Elastoplastic problem for noncircular openings under Coulomb’s criterion. Journal of Mining Science. 2016. Vol. 52, No. 1. pp. 53–61.
12. Trushko V. L., Protosenya A. G., Trushko O. V. Stress–Strain behavior of the workings during the rich iron ores development under the confined aquifers. International Journal of Applied Engineering Research. 2016. Vol. 11, No. 23. pp. 11153–11164.
13. Selivonik V. G., Voinov K. A. Experience of mining under rockburst hazard. Gornyi Zhurnal. 2004. No. 3. pp. 18–24.
14. Sidorov D. V. Geomechanical justification of room-and-pillar method for deep-level mining at rockburst-hazardous deposits. Zapiski Gornogo instituta. 2013. Vol. 204. pp. 276–283.
15. Sidorov D. V. Press 3D Ural application software for prediction of rockburst-hazardous zones as well as parameters of borehole stress-relief method for ore bodies and pillars under difficult geomechanical conditions. Zapiski Gornogo instituta. 2013. Vol. 204. pp. 284–293.
16. Xing Z., Wang J., Zhang J. Expansion of environmental impact assessment for eco-efficiency evaluation of China's economic sectors: An economic input-output based frontier approach. Science of the Total Environment. 2018. Vol. 635. pp. 284–293.
17. Bredimas A. Pre-economic analysis of HTR in preparation for a comprehensive economic assessment of HTRs in the world. Nuclear Engineering and Design. 2014. Vol. 271. pp. 55–59.
18. Degel R., Fröhling Ch., Hansmann T., Kappes H., Barozzi S. The concept of waste-free fabrication of metallurgical products. Chernye Metally. 2016. No. 4. pp. 40–49.
19. Sulimova M. A., Sizyakov V. M., Litvinova T. E., Vasilyev V. V. Chernye Metally. 2016. No. 8. pp. 43– 49.
20. Leushin I. O., Subbotin A. Yu., Geyko M. A. Recycling of galvanized steel scrap for use in cast iron melting in induction melting facilities. CIS Iron and Steel Review. 2015. No. 1. pp. 19–22. DOI: 10.17580/cisisr.2015.01.04.