WWW.DISSERS.RU

БЕСПЛАТНАЯ ЭЛЕКТРОННАЯ БИБЛИОТЕКА

   Добро пожаловать!

 

На правах рукописи

ГЛОТОВ Валерий Васильевич

УДК 622.274

ОБОСНОВАНИЕ ПАРАМЕТРОВ ГОРНОТЕХНИЧЕСКИХ СИСТЕМ ПРИ КОМПЛЕКСНОМ  ОСВОЕНИИ ТЕРРИТОРИАЛЬНО РАССРЕДОТОЧЕННЫХ ЖИЛЬНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Специальность: 25.00.21 «Теоретические основы проектирования горнотехнических систем»

А в т о р е ф е р а т

диссертации на соискание ученой степени

доктора технических наук

Чита 2009

Работа выполнена в ГОУ ВПО «ЧИТИНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ УНИВЕРСИТЕТ» (ЧитГУ)

Официальные оппоненты:  доктор технических наук, профессор

Боровков Юрий Алексадрович;

 

доктор технических наук, профессор

Казикаев  Джек Мубаракович;

доктор технических наук, профессор

Фаткулин Анвир Амрулович.

Ведущая организация ГОУ ВПО «Иркутский государственный

  технический университет» (ИрГТУ)

Защита диссертации состоится  21 октября 2009 г в 13 час на заседании диссертационного совета Д – 212.128.03 при Московском государственном горном университете по адресу:

119991, Москва, В-49, Ленинский проспект, 6.

С диссертацией можно ознакомиться в библиотеке Московского государственного горного университета

Отзывы на автореферат в двух экземплярах, заверенных печатью, просим направлять ученому секретарю диссертационного совета 

Д – 212.128.03.

Автореферат разослан «___»  сентября  2009  г.

Ученый секретарь

диссертационного совета 

д-р. техн. наук, профессор  Савич Игорь Николаевич

ОБЩАЯ ХАРАКТЕРИСТИКА РАБОТЫ

Актуальность работы. Минерально-сырьевые ресурсы, представленные пространственно рассредоточенными жилами самых различных видов полезных ископаемых, весьма значительны. На периферии крупных жильных  месторождений, по разным оценкам, находится большое количество обособленных или сосредоточенных в группах с небольшими запасами, но богатыми по содержанию полезного компонента жил.

Жильные месторождения обычно удалены на значительное расстояние от перерабатывающих промышленных объектов, рассредоточены по площади рудного узла, слабо разведаны и поэтому имеют низкую достоверность результатов подсчета запасов руды и содержания полезных компонентов. Они отличаются  высокой изменчивостью мощности и угла падения жил, присутствием в коре выветривания вторичной (окисленной) сульфидной руды, глинистых материалов, естественных пустот. Технология разработки этих месторождений обусловлена более жесткими требованиями к повышению полноты извлечения и качеству добываемой руды.

Главными сдерживающими факторами интенсивного освоения пространственно рассредоточенных жил является отсутствие современной, адаптированной к условиям рыночной экономики научно методической базы расчетов, критериев принятия решений как на предпроектной стадии, так и при выборе оптимальных технологических параметров, учитывающих горно-геологические особенности этих месторождений. Не разработаны организационно-технологические схемы освоения пространственно рассредоточенных жил, не определены области применения модульных обогатительных установок.

Поэтому исследования, направленные на  научно-методическое обоснование совокупности проектных и технологических решений, позволяющих с высокой эффективностью осваивать жильные месторождения полезных ископаемых подземным способом, позиционируются как весьма актуальные. Практическое разрешение диктуется реальными потребностями проектных работ и необходимостью принятия рациональных технологических решений на действующих горных предприятиях с подземной добычей руды.

Цель работы -  обоснование параметров горнотехнических систем, при комплексном освоении территориально рассредоточенных жильных месторождений  подземным способом.

Основная идея диссертации повышение эффективности подземной разработки жильных месторождений достигается при вовлечении их в эксплуатацию посредством интеграции в территориальные группы.

Методы исследований. Для решения поставленных задач использован комплекс методов исследований, включающий  анализ научного уровня обоснований технологических решений и практического опыта, системный технико-экономический анализ, аналитические исследования, методы исследования операций, математической статистики и теории вероятностей, экономико-математическое  моделирование, физическое моделирование и опытно-промышленные эксперименты. 

Основные научные положения, представляемые к защите:

1. Интеграция жильных месторождений в территориальные группы должна проводиться на основе дифференцированного анализа каждого из рассматриваемых жильных месторождений с выявлением специфических  особенностей и факторов, которые при совокупной оценке обеспечивают эффективность их вовлечения  в эксплуатацию.

2. Территориальные группы формируются независимо от доминирующего вида полезного ископаемого, по обособленному месторождению индивидуальная рентабельность может быть отрицательной, но не ниже 10…15 %, а радиус удаления от базового центра перерабатывающих производств составлять не более 4550 км.

3. Параметры горнотехнических систем при освоении интегрированных групп жильных месторождений следует устанавливать на основе аналитических расчетов, учитывающих вероятностные характеристики запасов руды и содержание полезного компонента, местоположение объектов относительно перерабатывающих производств и связывающих их транспортных схем.

4. В случае комплексного освоения, при комбинированной разработке одной или нескольких жил, входящих  в интегрированную для освоения территориальную группу, установление рациональной глубины перехода от открытого к подземному способу  добычи, на каждой из них, следует определять по критерию максимизации совокупного чистого дисконтированного дохода от разработки всех жил, при этом его величина должна иметь положительное значение.

5. Оперативное управление, выбор системы разработки и обоснование её рациональных параметров, обеспечивающих полноту извлечения и качество добываемой руды, должны проводиться с учетом  моделирования производственных процессов очистной выемки, отражающих  изменение мощности жил от 0,03 до 2,0 м, наличие естественных подземных полостей с параметрами до 100 м по простиранию, 50 м по падению и 2 м по ширине, а также факторов, влияющих на выпуск рудной массы из блока.

6. При проектировании геотехнологических систем, повышение эффективности эксплуатации жильных месторождений  на 20…25 % достигается путем оптимизации числа стадий переработки руды на передвижных обогатительных установках (ПОУ) с учетом выбора места расположения центральной обогатительной фабрики (ЦОФ) за счет минимизации затрат на  17…20 %  по транспорту руды до ЦОФ и концентрата до железнодорожной станции.

Обоснованность и достоверность научных положений выводов и рекомендаций подтверждаются корректным использованием современных методов исследований, представительным объёмом статистического материала, логической непротиворечивостью и сходимостью результатов теоретических исследований и проектных разработок с фактическими данными, коэффициентом корреляции R=0,6…0,9, положительными результатами апробации  и внедрения рекомендаций в проектах при разработки жильных месторождений с высоким экономическим эффектом.

Научная новизна работы:

- обоснованы организационно-технологические схемы освоения пространственно рассредоточенных групп жильных месторождений –обособленная, групповая, централизованная и комбинированная, отражающие их расположение и присутствие на ограниченной территории горнодобывающего предприятия;

- установлены критерии и разработана методика определения границы перехода с открытого способа на подземный, при комбинированной разработке групп пространственно рассредоточенных жильных месторождений;

- разработана экономико-математическая модель, определяющая взаимосвязь между параметрами шага вскрытия жил и нормативом вскрытых запасов;

- обоснована методика определения рациональных размеров шахтных полей с учетом вероятностных характеристик исходных данных о запасах руды в жилах и среднем содержании полезного компонента в руде;

- обоснована методика определения рациональной последовательности разработки жил в пределах обособленной группы, позволяющая повысить эффективность их освоения;

- установлены закономерности изменения прибыли на 1 т балансовых запасов от изменчивости мощности жилы при различных содержаниях полезного компонента в руде и вмещающих породах, количества пережимов и относительной высоты одного пережима, вероятной цены за 1 г золота  или 1 т концентрата; 

- создана экономико-математическая модель выбора места расположения центральной обогатительной фабрики и методика определения оптимального числа стадий переработки руды на передвижных обогатительных установках.

Научное значение диссертации заключается в создании методологии проектирования эксплуатации жильных месторождений,  обосновании рациональных горно-технологических параметров, прогрессивной технологии разработки жил содержащих глину, жил с изменчивой мощностью, приконтурных запасов естественных полостей.

Практическое значение результатов исследований:

- разработаны рекомендации по выбору рациональных способов вскрытия  групп жильных месторождений;

- разработана методика выбора рационального шага вскрытия крутопадающих жил расположенных в равнинной местности;

- предложена методика расчета параметров системы орошения отбитого глинистого рудного массива при выпуске руды из узких магазинов;

- предложена методика выбора рациональных параметров системы разработки жил с невыдержанной мощностью, позволяющая избирательно разрабатывать жилу с гибким переходом от системы с магазинированием к системе с раздельной выемкой, повышающая полноту и качество извлечения  руды из недр.

Реализация работы. Предлагаемые методики и технологии освоения жильных месторождений Восточного Забайкалья использованы при составлении технических проектов и технико-экономических обоснований на эксплуатацию более 20 жильных месторождений.  Суммарный годовой экономический эффект составил  51831 тыс. руб. Результаты исследований использованы при разработке программы развития и использования минерально-сырьевых ресурсов Забайкальского края до 2010 г и на перспективу (Государственный регистрационный № 43-02-11/1) под руководством и при непосредственном участии автора.

Апробация работы. Результаты исследований обсуждались и получили одобрение на научно-технических советах ЗабайкалцветметНИИпроект, ЗабНИИ, ЗабНТгео, Забайкалзолотопроект, Промышленной компании «Кварц», ЗАО «Восток», ООО «Светоч», на научных конференциях в институтах  УРАН ИПКОН, МГГУ, РУДН (г. Москва), Санкт-Петербургском ГУ, ИГД ДВО РАН (г. Хабаровск), ГУЦМиЗ (г. Красноярск), ЧитГУ (г. Чита), научных симпозиумах в рамках «Недели горняка» (г. Москва, МГГУ 2003-2009 гг.).

Публикации. По результатам научных исследований опубликовано 22 научных работы, получены 2 патента на изобретения.

Структура и объем работы. Диссертация содержит 108 рисунков, 45 таблиц и состоит из введения, семи глав, библиографического списка из 162 наименований.

Автор выражает глубокую благодарность докт. техн. наук, проф. А.В.  Рашкину за научные консультации и замечания по работе, а также сотрудникам кафедры ТПР МГГУ, ЭГПиГр ЧитГУ, специалистам Промышленной компании «Кварц», за большую помощь при организации и проведении натурных и теоретических исследований.

ОСНОВНОЕ СОДЕРЖАНИЕ РАБОТЫ

Большой вклад в теорию и практику разработки жильных месторождений внесли академик М.И. Агошков, профессора А.Ф. Назарчик, Е.И. Панфилов, Ю.П.  Галченко, А.А.  Петросов, Н.Х.  Загиров, А.И. Ляхов, В.В. Кравцов, А.М. Фрейдин, В.М.  Лизункин, Г.А.  Курсакин. Совершенствованием технологии разработки жильных месторождений занимались Д.И.  Рафиенко, Л.А.  Мамсуров, М.Е.  Мухин, М.З. Латышев, Ю.Д. Нечаев, Б.М. Зайцев  и многие другие.

Вместе с тем не разработаны научно-методические основы расчетов и выбора критериев принятия решений по комплексному освоению пространственно рассредоточенных групп жильных месторождений  подземным способом, не решены задачи выпуска из магазина  глинистых руд, отработки приконтурных запасов естественных пустот, жил с изменчивой мощностью, окисленных руд.

В горнорудной промышленности России жильные месторождения имеют важное значение. В 60-70-ые гг. прошлого столетия  из этих месторождений подземным способом добывалось около 30 % руд цветных, редких и драгоценных металлов. В этот период работало около 160 подземных рудников цветной металлургии.

Горно-геологические условия разработки жил весьма разнообразны и сложны. Мощность жил изменяется от нескольких сантиметров до 3…5 м, а углы падения 0…90°, часто мощность и угол падения в пределах одного выемочного блока резко меняются. Для жильных месторождений характерны сложная морфология рудных тел, прерывистость оруденения, ветвление основного рудного тела, наличие апофиз и параллельных сближенных жил, неравномерное оруденение вмещающих пород и непостоянное, иногда гнездовое содержание металла в руде, наличие тектонических нарушений, разнообразие физико-механических свойств руды и вмещающих пород.  По сложности строения жильные месторождения относятся ко второй, третьей и четвертой группам. 

В балансовых запасах и объемах добычи золота в России из 142 разведанных коренных месторождений золота  109 относится к жильным, а из 55 эксплуатируемых  к таковым относится 38 (69 %), на них приходится 69,4 % добываемой руды и 61 % золота.

На территории Восточного Забайкалья золото – самый распространенный металл рудных поясов. Всего насчитывается более 1000 золоторудных объектов. Очень высок потенциал жильных месторождений золота, пригодных для кучного выщелачивания. Только на территории Забайкальского края, прилегающей  к Транссибу, насчитывается более 40 объектов, а в общей сложности не менее 100.

В регионе известны 280 объектов вольфрама, из них 17 разведанных жильных месторождений,  113 рудопроявлений. Развитие минерально-сырьевой базы вольфрама в Восточном Забайкалье, перспективны преимущественно за счет доразведки рудопроявлений.  Возрождение оловодобывающей отрасли в регионе также возможно на базе группы жильных месторождений.

Жильные месторождения и рудопроявления молибдена насчитывают около 570 объектов,  из них 9  готовы к освоению,  59 рудопроявлений не доразведаны, 6 рудопроявлений расположены вблизи Удоканского месторождения меди и оцениваются как весьма перспективные. 

Основная часть российских разведанных запасов плавикового шпата расположена на территориях Забайкалья (50,6 %) и Приморского края (49,4 %). В Восточном Забайкалье известно около 750 флюоритовых месторождений, рудопроявлений и пунктов минерализации. Общие ресурсы плавиковошпатовых руд составляют около 150 млн. т. Подсчитаны запасы по 62 месторождениям. Суммарные запасы по категориям В+С1+С2 разрабатываемых крупных и средних месторождений составляют 43680 тыс. т руды и 14794 тыс. т фтористого кальция при его среднем содержании 33,9 %. Запасы жильных месторождений этих же категорий составляют 4830 тыс. т руды и 1973,2 тыс. т  фтористого кальция при среднем содержании 40,8 %.

Огромный потенциал ресурсов пространственно рассредоточенных групп жильных месторождений используется недостаточно эффективно из-за отсутствия современных научно–обоснованных методик выбора оптимальных горно-технологических параметров, рациональных и высокоэффективных технологий разработки этих  месторождений.

Поэтому в соответствии со сформулированной идеей в диссертации решался комплекс задач, основными из которых являлись:

- анализ горно-геологических условий залегания жильных месторождений и оценка их влияния на выбор технологических решений при  разработке месторождений подземным способом;

- разработка организационно-технологических схем освоения пространственно рассредоточенных  жильных месторождений и методики выбора рациональной схемы;

- обоснование методологии выбора рационального способа и шага вскрытия пространственно рассредоточенных жил с учетом достоверности подсчитанных запасов руды и содержания полезного компонента;

- разработка методики определения рациональной глубины открытых горных работ при комбинированном способе разработки территориально рассредоточенных  жил; 

- разработка методики выбора рациональных размеров шахтных полей с учетом территориально прилегающих  рассредоточенных жил, вероятностных характеристик исходной информации по запасам руды и среднего содержания полезного компонента;

- разработка методики определения рациональной последовательности введения в эксплуатацию территориально рассредоточенных жил;

- обоснование рациональных параметров технологий выемки глинистых жил, жил с изменчивой мощностью, участков жил в приконтурной зоне естественных подземных полостей;

- установление рациональной области применения передвижных обогатительных установок и  центральных обогатительных фабрик для переработки руды из территориально рассредоточенных жил.

Сложные горно-геологические условия, характерные для жильных месторождений, оказывают большое влияние на выбор рациональных технологических решений. Существенно затрудняют технологию разработки жил следующие факторы:

- глинистость руды, характерная для большинства флюоритовых месторождений и приводящая к слеживанию руды в выемочных блоках и как следствие - к зависанию, снижению производительность труда при выпуске. Возникают дополнительные потери на лежачем боку, образуются гребни в межлюковом пространстве, глина налипает на дно вагонеток. На обогатительных фабриках при дроблении и грохочении забиваются дробилка и грохот, затрудняется выпуск руды из бункера, транспорт на конвейере;

- невыдержанная мощность жилы. В пределах одного выемочного блока мощность может колебаться от нескольких сантиметров до 5 м и более. В процессе ведение очистных работ неизбежно повышается разубоживание руды в местах пережима жилы. На участках раздува возникают дополнительные потери и даже возможность технологического неисполнения;

- изменчивость угла падения жилы характеризуется показателем выдержанности по падению или восстанию, который может изменяться  в пределах выемочного блока от нуля до 90°. В этих условиях неизбежен переход от одной системы разработки (с магазинирование руды) к другой (камерно-столбовой), что отразится на технико-экономических показателях выемочной единицы по отдельным производственным процессам (доставке руды, управление кровлей и пр);

- неравномерность оруденения наблюдается практически на всех месторождениях золота, вольфрама, олова, молибдена, флюорита. Содержание золота в отдельных жилах может варьировать от следов до сотен граммов на 1 т и более. Для многих жил является характерным наличие рудных столбов, обогащенных металлом. Возникают проблемы выбора рационального порядка разработки месторождения, обоснования требуемого объёма добычи руды для выполнения производственной программы выпуску конечной продукции; 

- естественные полости, представляющие собой пустоты не заполненные минеральным веществом, характерны, в частности на флюоритовых месторождениях. Они  приводят к большим потерям высококачественного минерала в приконтурной части жилы. В целом осложняется безопасность очистных работ;

- наличие зоны окисления сульфидных руд  обуславливает присутствие разрушенной, легкоразборной руды. Разработка таких участков традиционными  способами сопровождается высокой опасностью и трудоемкостью работ, а также большими потерями и разубоживанием руды;

- территориальная удаленность от перерабатывающих производств увеличивает затраты на создание инфраструктуры: объекты основного и вспомогательного производства, дороги, ЛЭП, средства связи, транспортные расходы и пр;

- пространственная рассредоточенность жил  по площади рудного узла приводит к необходимости сооружения дополнительных горно-капитальных и горно-подготовительных  выработок, возрастают эксплуатационные затраты  на подземный транспорт, проветривание и поддержание горных выработок;

- низкая достоверность информации о подсчитанных  запасах и среднем содержании полезного компонента в жилах сопровождается повышенным экономическим риском, что влечет за собой возможные потери денежных средств, вкладываемых в освоение месторождения или отдельных групп.

Для обоснования параметров горнотехнических систем и принятия рациональных технологических решений целесообразно интегрировать жильные месторождения в территориальные группы (табл.1).

Таблица.  1

Группы жильных  месторождений

Характерные особенности групп жильных месторождений

Горно-геологические условия

Организационные факторы

Флюоритовые

1. Глинистость руды.

2. Естественные пустоты.

3. Невыдержанность мощности.

4. Неравномерность оруденения

1. Территориальная удален

ность от промышленных  объектов.

2. Пространственная рассредоточенность жил по площади  рудного узла.

3. Низкая достоверность

информации о подсчитанных

запасах и среднем содержа-

нии полезного компонента

Золоторудные -сульфидные и кварц-сульфидные, молибденовые, сурьмяные, полиметаллические

1. Наличие зон окисления руды.

2. Невыдержанность мощности.

3. Неравномерность оруденения.

4. Изменчивость угла падения

1. Территориальная удален

ность от промышленных  объектов.

2. Пространственная рассредоточенность жил по площади  рудного узла.

3. Низкая достоверность

информации о подсчитанных

запасах и среднем содержа-

нии полезного компонента

Золоторудные – кварцевые и силикатные, вольфрамовые, оловянные, редкометалльные

1. Неравномерность оруденения.

2. Невыдержанность мощности.

3. Изменчивость угла падения

1. Территориальная удален

ность от промышленных  объектов.

2. Пространственная рассредоточенность жил по площади  рудного узла.

3. Низкая достоверность

информации о подсчитанных

запасах и среднем содержа-

нии полезного компонента

Территориальная удалённость жильных месторождений от промышленных объектов оказывает существенное влияние на эффективность их разработки,  поэтому организационно-технологические схемы промышленного  освоения, включающие расположение основных,  вспомогательных производственных объектов и объектов жилищно-бытового назначения,  параметры технологического, социального и экологического взаимодействия, могут существенно отличаться друг от друга.

Для разработки обособленных месторождений, удаленных на большие расстояния от крупных горнодобывающих предприятий, необходимо строительство горно-обогатительного комплекса с вахтовым поселком, в связи с этим удельные капитальные затраты на единицу производственной мощности будут достаточно велики (рис. 1,а).

При разработке группы месторождений большая часть названных затрат распределяется по объектам. Сущность схемы заключается в создании горно-обогатительного комплекса с необходимыми объектами основного и вспомогательного назначения, включая ЦОФ. Схема позволяет увеличивать объем добычи руды, повысить фондоотдачу основных производственных фондов, снизить себестоимость продукции (рис. 1,б).

Централизованная организационно-технологическая  схема может быть использована при освоении удаленных на незначительное расстояние от действующего ГОКа групп жил с переработкой руды на ЦОФ (рис.1,в).

Комбинированные схемы  применимы для разработки отдаленных и обособленных месторождений. Добытая руда перерабатывается на ПОУ и ЦОФ. На ПОУ производятся первичные переделы, а на следующих стадиях, как правило, технологически более сложных, используют ЦОФ (рис. 1,г).

В связи с этим, экономическую оценку эффективности освоения групп жильных месторождений следует производить в соответствии  с их пространственным расположением между собой и относительно центральной обогатительной фабрики по величине  интегрального ЧДД за период добычи руды и реализации продукции. Каждая схема имеет свои отличия по  структуре, объему капитальных затрат и срокам их вложения.

В пределах рудного поля (узла) жильные месторождения  часто располагаются группами.  В контурах одного рудного (поля) узла может находиться до 15…20 мелких объектов, расстояние между рудными телами варьирует от десятков метров до 1 км и более. Например, Бугутуро-Абагайтуйский рудный узел на площади 900 км2 насчитывает 11 объектов жильных флюоритовых месторождений, 37 рудопроявлений и 34 точки минерализации. В таких условиях сложно ограничить параметры шахтного поля по условию протяженности безрудного пространства, поэтому необходимо решить научно-методическую задачу выбора рациональных размеров шахтных полей, выбрать из числа отстоящих на определённом расстоянии от главных вскрывающих выработок  периферийные жилы,

Рис.1. Организационно-технологические схемы освоения групп жильных месторождений:

а – обособленная; б – групповая; в – централизованная; г – комбинированная (ЖМ – жильное месторождение; ПЖМ – периферийное

жильное месторождение; БЦ – базовый центр; ПОУ – передвижная обогатительная установка)

разработка которых данной шахтой экономически целесообразна.

Сущность разработанной методики заключается в следующем. В соответствии с имеющейся геологической информацией по известным методикам (акад. Л.Д. Шевякова, Нормам технологического проектирования Гипроцветмета), а также с учетом рационального места расположения промышленной площадки, безопасности проведения горно-капитальных выработок, экологических требований выбирают место расположения главных вскрывающих выработок.

По критерию ЧДДшх.поле оцениваются возможные варианты разработки жильного месторождения с поочередным включением в расчеты периферийных рудных тел или соседних месторождений. При варианте с отрицательным значением ЧДДшх.поле (р) рудное тело исключается из контуров шахтного поля, т.е. должно соблюдаться следующее условие:

ЧДДшх.поля = ЧДДр.т(мм) 1 + ЧДДр.т(мм) 2 + ····+ ЧДДр.т(мм) n >0, (1)

ЧДДр.т(.м) от разработки периферийного рудного тела или соседнего месторождения определяется по формуле (р)

(2)

где  t – год отработки рудного тела (месторождения); Т – срок отработки рудного тела (месторождения), лет; Е – ставка дисконта; rз и rс – соответственно относительный риск неподтверждения запасов и среднего содержания полезного компонента;- годовой объем добычи руды из рудного тела (месторождения) в t-м году, т/год; -  среднее содержание полезного компонента в эксплуатационных запасах отдаленного рудного тела (месторождения), разрабатываемого в t-м году, дол. ед.; – коэффициент извлечения полезного компонента при обогащении руды, дол. ед.; Ц – цена единицы готовой продукции, р.; и - амортизационные отчисления в t-м году от эксплуатации соответственно специализированных основных фондов и горнотехнического оборудования, р/год; ,,, - соответственно затраты на добычу, переработку руды, административные расходы, проветривание шахты, р/т; ,Стр.пов – соответственно затраты на подземный и поверхностный транспорт руды, р/т·км; Lподз, Lпов –расстояние транспортирования руды соответственно под землей и на поверхности, км; Спод - затраты на поддержание 1 км горной выработки в год, р/кмгод; Lп – суммарная протяженность поддерживаемых горных выработок в году, км; Н – доля налогов, взимаемых с предприятия при разработке отдаленных рудных тел (месторождений), р.; - дополнительные капитальные затраты на вскрытие и эксплуатацию отдаленных рудных тел (месторождений), р.

Запасы месторождения и среднее содержание полезного компонента являются случайными величинами и степень их отклонения от принятых в расчетах параметров зависит от категории разведанности (преимущественно С1, С2), а также количества наблюдений в пределах участка недр. Риск не– подтверждения геологических данных увеличивает ошибки подсчета ЧДД. Для определения влияния вероятностной характеристики исходных данных на показатели принимаемых проектных решений используется метод Монте-Карло. Исходные параметры проекта рассматриваются как случайные величины, представляемые непрерывными распределениями заданного вида (нормальные, логнормальные и др.) с соответствующими средними и дисперсиями. По этим распределениям производится случайная автоматизированная выборка значений и соответствующих вероятностей каждого параметра.

Относительный риск неподтверждения запасов (rз) и среднего содержания полезного компонента (rc) определяются из выражений:

  (3;4)

где и -  среднеквадратические отклонения соответственно запасов и среднего содержания;  Мз  и  Мс – математические ожидания соответственно запасов и среднего содержания.

В зависимости от характеристики объекта возможны два способа моделирования случайных величин.

Первый способ - ошибки подсчета запасов определяются размахом вариации R запасов и содержания полезного компонента в пробе:

,                       (5)

где Р – ошибка подсчета запасов; М– математическое ожидание.

По второму способу сопоставляются  результаты разведки и эксплуатации по  коэффициенту достоверности ,  где Сэ и Ср – показатели (среднее содержание, запасы руды) по результатам отработки рудного тела, т.е. погашенные запасы, и запасы по данным разведки, соответственно.

Второй способ имеет более высокую надежность, однако для его применения необходимо иметь большой объем статистической информации по результатам разведки и эксплуатации месторождений со сходными горно-геологическими условиями.

С помощью предложенной методики решены задачи выбора рациональных размеров шахтных полей для пяти флюоритовых месторождений Бугутуро-Абагайтуйского рудного узла - Ново-Бугутурское, Южно-Бугутурское, рудопроявления № 3, Южное и Семилетнее.

Качество полезных ископаемых в пределах балансовых запасов месторождения, как правило, весьма неоднородно. По отдельным рудным телам возможны значительные колебания содержания полезного компонента относительно среднего значения. Производственные затраты на разработку рудных тел также отличаются между собой, что обусловлено горно-геологическими условиями, глубиной залегания и удаленностью от главных вскрывающих выработок.

При разработке крупных месторождений управление запасами полезного ископаемого осуществляют по критерию стабильности качества руды, подаваемой на обогатительную фабрику, так как колебания в содержании полезного компонента требуют изменения технологических режимов переработки, что существенно увеличивает затраты на обогащение руды и снижает выход полезного продукта в концентрат.

На жильных месторождениях организовать технологию усреднения качества руды сложнее из-за ограниченности запасов и требуемого количества очистных забоев с соответствующим содержанием полезного компонента. При возможности усреднения возрастает деконцентрация горных работ и, как следствие, увеличиваются сроки оборачиваемости оборотных средств,  повышается себестоимость добычи руды. Для предприятий с производственной мощностью 50…150 тыс. т/год эти обстоятельства негативно отразятся на экономических показателях.

Освоение жильных месторождений с учетом распределения запасов, начиная с более богатых и легкодоступных, позволит в первые годы эксплуатации получить наибольшие положительные денежные потоки, сократить период окупаемости капитальных вложений, продолжить финансирование проектов на  освоение новых объектов.

В разработанной методике целевая функция сформулирована  на максимум ЧДДмм путем выбора рациональных объемов добычи руды из отдельных рудных тел (р.).

(6)

где t- текущий период разработки месторождения, год; Т- срок отработки месторождения, лет; n – порядковый номер рудного тела; N –количество рудных тел на месторождении, шт.; Е – ставка дисконта; Хnt – годовой объем добычи руды из n-го рудного тела в t- й год, т/год; rз и rс – соответственно относительный риск неподтверждения запасов и среднего содержания полезного компонента;  Сnt – среднее содержание полезного компонента в эксплуатационных запасах n-го рудного тела, разрабатываемого в t-м году, г/т; – коэффициент извлечения полезного компонента при обогащении руды, дол. ед.; Ц – цена за единицу готовой продукции, р.; Фзд и Фоб – балансовая стоимость зданий, сооружений, прочих специализированных фондов и горного оборудования, р; АМt-1, AOt-1 – амортизационные отчисления в t-м году эксплуатации, соответственно специализированных основных фондов и горнотехнического оборудования, р.; Qпог.год – годовой объем погашенных запасов, т; Qм – эксплуатационные запасы месторождения, т; ки- коэффициент извлечения полезного ископаемого из недр; Коб – стоимость горного оборудования, р; Nоб – усредненная норма амортизации горного оборудования, %; Сдоб, Спер, Садм, Стр – соответственно эксплуатационные затраты на добычу, переработку руды, административные расходы, транспорт руды, р/т; Ндпи, Нnp – соответственно, ставка налога на добычу полезного ископаемого и прочие налоги от реализации продукции, дол. ед.; Нприб – ставка налога на прибыль, дол. ед.; tс –текущий год строительства шахты, год; Тс – срок строительства шахты, лет; Кстр – капитальные затраты на строительство шахты, р. 

При этом необходимо учесть следующие ограничения:

1);                 (7)        2) ;         (8)

3) ;                         (9)

4) , (10)

где Агод – максимальная производительность шахты по горным возможностям, т/год; Qф – производственная мощность обогатительной фабрики, т/год; Сmin – минимальное промышленное содержание полезного компонента в руде, г/т.

С помощью разработанной методики выполнены расчеты по определению оптимальных объемов добычи руды по четырем месторождениям Бугутуро-Абагайтуйского рудного узла. Срок окупаемости капитальных затрат на разработку Семилетнего месторождения с учетом распределения сокращается с 5,5 до 3,2 года. Расчетные величины ЧДД имеют максимальные значения в вариантах с первоначальной разработкой богатых и более доступных запасов месторождений. 

Обоснование границы перехода с открытых горных работ на подземные.  Многие жильные месторождения залегают вблизи дневной поверхности, в связи с чем возможна разработка группы жил комбинированным способом. Применение комбинированного способа повысит  эффективность разработки  месторождения, поскольку до определенной глубины открытый способ может оказаться более эффективным в сравнении с подземным.

Предлагаемая методика основана на повариантном методе максимизации ЧДД при комбинации открытого и подземного способа разработки

,  (11)

где ЧДД (hо) – чистый дисконтированный доход от разработки месторождения открытым способом до глубины hо, р.;  ЧДДп – чистый дисконтированный доход от разработки нижележащих запасов подземным способом, р.

При этом возможны следующие варианты.

Если ЧДД (hо) по всем сравниваемым вариантам имеет отрицательное значение. Это свидетельствует о том, что разработка месторождения возможна только подземным способом. При отрицательном значении ЧДДп месторождение целесообразно разрабатывать только открытым способом до глубины hо с положительным значением ЧДД(hо).

Не исключаются другие сочетания, например, в одном из вариантов ЧДДп может иметь отрицательное значение. В этом случае вариант  исключается из расчета.

ЧДД (hо) от разработки месторождения открытым способом определяется из выражения

    (12)

где Арt – годовой объем добычи руды в t – й год эксплуатации карьера, т/год; rз и rс – соответственно относительный риск неподтверждения запасов и среднего содержания полезного компонента; Смt – среднее содержание полезного компонента в руде, добываемой в t – м году, %; – коэффициент извлечения полезного компонента при обогащении руды,  дол. ед.; Ц – цена единицы производимой продукции (р/г; р/т);  АМ1, АМ2, АМ3 – амортизационные отчисления соответственно на специализированные основные производственные фонды, срок использования которых определяется сроком разработки месторождения открытым способом, на основные производственные фонды, срок эксплуатации которых не связан со сроком извлечения запасов открытым способом и автосамосвалы, эксплуатируемые в карьере, р.; Сдоб, Спер, Садм – эксплуатационные затраты соответственно на добычу руды открытым способом, переработку руды и административные расходы, р/т;  Стр.р. и Стр.в. – затраты соответственно на транспортирование 1 т руды и 1 м3 вскрыши на 1 км, р/ткм, р/м3км;  lт.р.р.t. и  lт.р.в.t – расстояния транспортирования, соответственно, руды и вскрыши в t – м году эксплуатации карьера, км;  Vв.t. – объем вскрышных пород в t – м году, м3/год;  Св – эксплуатационные затраты на 1 м3 вскрыши, р/м3;  Нt – суммарные налоги, выплачиваемые в t –м году, р.; Кстр.к. – капитальные затраты на строительство карьера, р.; Е – норма дисконта; Тhо – срок эксплуатации карьера по варианту, соответствующему глубине hо, лет; Тс – срок строительства карьера, лет.

ЧДД от разработки месторождения подземным способом определится с учетом организационно-технологической схемы освоения месторождения. Методика внедрена в проект на разработку Барун-Шивеинского вольфрамового месторождения. Результаты расчёта показали, что оптимальная глубина открытых горных работ составляет 15 м (3 уступа), максимальный ЧДД достигается при одновременном начале строительства подземного рудника и ведения открытых горных работ.

Выбор шага вскрытия жильных месторождений затрудняется отсутствием достоверных горно-геологических данных о запасах руды и полезного компонента на нижних горизонтах. На жильных месторождениях буровой разведкой выявляются запасы только категории С2 и прогнозные ресурсы Р1 и Р2. Перевод запасов в более высокие категории С1, В и А приведет к существенному увеличению затрат на геологоразведочные работы. Исследования показали, что увеличение шага вскрытия на полную глубину разведанных запасов (категорий С1 + С2) связано с экономическим риском, в случае неподтверждения запасов руды и содержания полезного компонента на вскрываемых горизонтах.

Вскрытие месторождения вертикальными стволами на глубину разведанных запасов позволяет:

- создать условия для ритмичной работы предприятия, гарантируя высокую обеспеченность вскрытыми, подготовленными и готовыми к выемке запасами;

- исключить сооружение водоотливных станций на промежуточных горизонтах;

- сократить затраты на проходку 1 м ствола за счет отсутствия предохранительных целиков, углубочных выработок и прочих дополнительных сооружений;

- повысить эффективность работы подземного транспорта и шахтного подъема, используя концентрационный горизонт;

- заранее получить более достоверную горно-геологическую информацию о запасах месторождения на нижних горизонтах и своевременно принять соответствующие меры.

В то же время, имеют место отрицательные экономические последствия:

- «замораживаются» денежные средства, вкладываемые в проведение увеличенной длины шахтного ствола и других горнокапитальных выработок на нижних горизонтах;

- возникают дополнительные расходы, связанные с перепуском и переподъёмом руды, породы и шахтной воды;

-  существенно возрастают первоначальные капитальные вложения;

- увеличиваются сроки строительства шахты или сроки пуска в эксплуатацию нижних горизонтов.

Выбор рационального шага вскрытия является в первую очередь задачей экономической и решать её следует исходя из условия получения максимального экономического эффекта. Решение вытекает из сопоставления вариантов вскрытия месторождения соответственно на один этаж (поэтажное вскрытие), а также сочетанием вариантов соответственно на 2,3 и т.д., и на полную глубину (рис. 2).

За критерий экономической оценки вариантов принимается минимум дисконтированных затрат с учетом риска неподтверждения запасов руды и среднего содержания полезного компонента на вскрываемых горизонтах с учетом амортизации.

  ДЗi = Кi + Эi – АМгкрзi – АМмi- АМасi  min, (13)

где ДЗi – суммарные дисконтированных затрат по i-му варианту с учетом риска неподтверждения запасов руды и среднего содержания полезного компонента, р.;  Кi – дисконтированные капитальные затраты по i-му варианту, р.; Эi – дисконтированные эксплуатационные затраты по i-му варианту, р.;  АМгкрзi – дисконтированные амортизационные отчисления по i-му варианту на специализированные основные производственные фонды, срок использования которых определяется сроком извлечения полезного ископаемого, р.;  АМмi - дисконтированные амортизационные отчисления по i-му варианту на основные производственные фонды, срок эксплуатации которых  не связан со сроком извлечения полезного ископаемого, р.;  АМасi - дисконтированные амортизационные отчисления по i-му варианту на автосамосвалы, р.

Вскрывать поэтажно жильные месторождения эффективнее спиральными или тупиковыми наклонными съездами. В этом случае углубка ствола и подъем руды могут выполняться одновременно. Начало вскрытия нижних горизонтов необходимо согласовывать с нормативом вскрытых запасов ,т:

,  (14) где Lнс,Lкв,Lгор и Lверт – соответственно длина наклонного съезда на высоту одного этажа, длина квершлага, суммарная длина горизонтальных и вертикальных горноподготовительных выработок для создания норматива подготовленных запасов, м; Vнс,Vкв,Vгор и Vверт – соответственно скорости проведения наклонного съезда, квершлага, горизонтальных и вертикальных горно-подготовительных выработок, м/мес; Wнр – суммарный объем нарезных работ, необходимых для создания норматива готовых к выемке запасов, м3; Vнр – средняя скорость проведения нарезных выработок, м3/мес, Амес- месячная производительность шахты, т/мес, - резерв вскрытых запасов, т.

  Рис. 2.  Выбор шага вскрытия жильного месторождения:

а - поэтажное вскрытие; б – сдвоенными этажами; в – на полную глубину разведанных запасов

Обоснование параметров технологии разработки глинистых руд. Малая глубина залегания жильных месторождений, относительно невысокие температуры и особенности состава минералообразующих растворов обусловили интенсивную аргиллизацию базовых пород и широкое развитие в составе жильного выполнения глинистых материалов. В значительных количествах (20…30 %) глинистые минералы – каолинит, монтмориллонит, галлуазит, гидрослюды присутствуют на месторождениях флюорита.

Под влиянием гидрообеспыливания при бурении шпуров, естественной влажности  воздуха, притока шахтной воды и других факторов глина становится вязкой и липкой. В результате руда слеживается, возникает налипание  рудной массы на лежачем боку, образуются гребни в межлюковом пространстве и, как следствие, увеличиваются потери руды. Кроме этого  снижается интенсивность выпуска руды из магазина, на долю которого приходится до 50 % от всех трудозатрат по очистным работам.

Широко используемые современные способы и средства ликвидации зависаний руды – механический, взрывной, в т.ч. с применением реактивных снарядов – малоэффективны, приводят к переуплотнению руды и не ликвидируют зависания. Статистические данные, хронометражные наблюдения на жильных флюоритовых месторождениях, разрабатываемых ООО «Кварц», показали, что из-за присутствия в руде глинистого материала производительность труда на выпуске не превышает 19,3 т/чел в смену, потери руды в среднем по руднику составляют 9,7 %. Две трети от общего числа зависаний (14,4 шт/100 т) приходится на слеживание уплотненной руды. Ликвидация зависаний взрывным способом на 40 % увеличивает расход взрывчатых материалов. По жиле «Романовская» Олимпийского участка в пяти блоках из 40882 т отбитой руды не смогли выпустить 12264 т руды и 3678 т минерала.

Влияние глины на процесс выпуска руды из магазинов выявлено в лабораторных условиях на физической модели с соблюдением подобия основных физико-механических свойств руды -  угла внутреннего трения, силы сцепления, гранулометрического состава. Модель была изготовлена в виде лабораторного стенда, имитирующего выпуск руды из блока размером 40х40 м в масштабе 1:25.

Лабораторные исследования выпуска замагазинированной глинистой руды проводили в двух вариантах моделирования:

- выпуск глинистой руды по фактическому состоянию очистных работ на Гарсонуйском руднике при соблюдении геометрического подобия параметров блока с подбором требуемого гранулометрического состава руды и процентного содержания глины;

- выпуск глинистой руды по предложенному способу с установкой в выработанном пространстве перфорированных оросительных труб и предварительным водонасыщением руды для доведения глины до текучего состояния.

Для определения критической влажности глины, при которой происходят зависания руды в  блоке, было выполнено 88 экспериментов с шириной очистного пространства 1 м и 82 – с шириной  2 м. Начальная влажность  руды изменялась от 5% до значения, соответствующего началу зависания руды. Содержание глины в рудной массе изменялось от 3 до 15 %.

По результатам лабораторных экспериментов и аналитических исследований  получены зависимости значения критической влажности от процентного содержания глины, при которых появляется зависание руды в магазине (рис. 3).


Рис. 3. Изолинии времени генерального выпуска: 

100 – 300 – время генерального выпуска

Для определения границы начала зависаний руды и трудоемкости выпуска получены уравнения связи между влажностью глины на границе зависания Wг.з. (%) и ее содержанием в рудной массе Г (%) (15), а также продолжительности генерального выпуска Т (мин) в зависимости от процентного содержания глины в руде Г  и ее влажности  W (%) (16). 

,                                 (15)

. (16)

Оба выражения имеют высокие коэффициенты корреляции (свыше 0,97) и малые ошибки аппроксимации по Стьюденту.

Результаты выполненных экспериментов показали, что интенсивность выпуска по способу с орошением отбитого рудного массива  повышается в среднем в 1,6 раза (рис.4).

  Рис. 4. Интенсивность генерального выпуска на модели в зависимости от содержания глины в руде и ее влажности

Количество воды VД, которое необходимо добавить для перевода глины  в текучее состояние, определятся как разность между требуемым количеством воды VT и уже имеющимся в руде VH.

VД = VT – VH , или ,  (17)

где        VР – объем замагазинированной руды, м3;        WН – начальная влажность глины, %;        WГ.Т. – влажность на границе текучести глины (требуемая влажность), %;        Г – содержание глины  в руде, %;        В, Г – плотность воды и плотность скелета глины соответственно.

Для руд Гарсонуйского рудного поля установлены тесные корреляционные связи плотности скелета глины Г и начальной влажности WН, а также влажности на границе раскатывания WГ.Т.  и плотности глинистой фракции Для практических расчётов предложена формула (18) и построена соответствующая номограмма

(18)

Параметры оросительной системы зависят от фильтрации воды через рудный массив. При орошении крупнообломочного рудного массива вода движется вниз  под действием гравитационных сил с растеканием в стороны по наклонным поверхностям кусков руды. Основные параметры потока воды через орошаемый рудный массив определены имитационно – математическим моделированием в предположении, что орошаемая жидкость свободно падает с высоты, равной размеру рудного куска, со скоростью свободного падения или стекает по наклонной поверхности куска со скоростью, зависящей от наклона поверхности. Введя ограничения на скорость движения жидкости и положение поверхности рудного куска в пространстве по известным формулам движения жидкости в открытых руслах получена формула  скорости движения жидкости по поверхности куска  V, м/c:

,  (19)

где        h – шероховатость поверхности куска, м; i – гидравлический уклон, отн. ед.

Результаты моделирования позволили рассчитать основные статистические параметры, характеризующие водный поток через рудную массу, и получить зависимости:

- угла распространения водного потока (град) от среднего размера рудного куска

;                                (20)

- средней скорости водного потока VСР (м/с) от среднего размера рудного куска

  ,         (21)

где D–среднестатистический диаметр рудного куска, м.

Параметры оросительной системы в блоке с замагазинированной рудой рассчитываются  по отдельным ее элементам с учетом возможностей шахтного трубопровода. Предлагаемая методика расчета включает:

- расчет диаметра и количества оросительных отверстий в зависимости от гидростатического напора (возможности шахтного трубопровода);

- расчет расходных характеристик оросительной системы и выбор диаметра оросительных труб, в том числе с использованием эффекта эрлифта;

- выбор конструкции оросительных секций и расчет расходных характеристик по каждой секции или для каждого отбиваемого слоя руды;

- определение времени орошения рудной массы для доведения ее до текучего состояния;

- определение количества оросительных труб на один эксплуатационный блок.

Опытно-промышленные испытания  технологии выпуска руды проведены  в блоке № 3 жилы Романовской, Гарсонуйского рудного поля. Для достоверности и сопоставимости результатов испытания опытный блок был разбит на два равных полублока. Один  полублок  оборудовали системой орошения, а другой – по принятой на руднике технологии очистных работ (рис. 5).

В первом полублоке установили три оросительных трубы на расстоянии 8 м друг от друга и 4 м от блокового восстающего.

Рис. 5. Схема подготовки и отработки блока с применением технологии орошения рудного массива:

1 – откаточный штрек, 2 и 3 – блоковые восстающие, 4 – искусственное днище, 5- выпускные люки, 6 – гидроизоляция, 7 – водоподающие трубы, 8 – защитный башмак

Перед началом выпуска из первого полублока через оросительные трубы в очистное пространство подавали воду с небольшими порциями сжатого воздуха.

По результатам лабораторных анализов, влажность глины в первом полублоке колебалась в пределах  42,8 … 61,4  %. Расход воды фиксировали водомером. При частичном выпуске он составил для первой трубы 1,8…2,1 м3/час - в зависимости от высоты отбиваемого слоя. Период от подачи воды в блок до начала истечения руды составил 15 мин. За время проведения испытаний в первом полублоке зависания руды не зафиксированы, поток руды легко управлялся, куски руды были отмыты от глины, перепуска не отмечалось.

Выпуск руды из второго полублока сопровождался регулярными зависаниями, затруднялось управление потоком руды, имели место просыпи у вагонеток. За весь срок отработки полублока общее число зависаний составило около 300, или 12,1 зависаний на 100 т добываемой руды. В итоге производительность труда на выпуске оказалась ниже на 28,3 %, а потери руды возросли до 8,6 % (табл. 2).

Таблица. 2

Наименование показателей

Ед. изм.

Первый полублок  (с орошением)

Второй полублок

1. Выпущено рудной массы  всего,

  в т.ч.:

  - частичный выпуск;

  - генеральный выпуск

т

т

т

2440

667

1773

2307

646

1661

2. Содержание глины в руде

%

12

12

3. Влажность глинистого материала

  при выпуске руды

%

42,8-61,4

15,3-22,6

4. Количество зависаний

шт/100 т

-

12,1

5. Производительность труда на выпуске

т/чел-см.

27,3

18,6

6. Потери руды в полублоке

%

5,4

8,6

Обоснование рациональных параметров технологии подземной разработки жильных месторождений с изменчивой мощностью. Повышенное содержание полезного компонента в жильных месторождениях предполагает применение  технологии очистных работ с высокими показателями извлечения и минимальным разубоживанием. Вместе с тем практически нереально применять на территориально удаленных жильных месторождениях дорогостоящую систему с твердеющей закладкой, так как строительство закладочных комплексов увеличит объемы капитальных вложений на 25…30 % и на 70…80 %  возрастут затраты на добычу руды, что сделает нерентабельной разработку даже самого богатого месторождения. Для разработки тонких крутопадающих жил приемлемы простые, безопасные и  недорогие системы  с магазинированием руды, с распорной крепью или с раздельной выемкой руды и вмещающих пород. Эти системы эффективны только в том случае, если жилы имеют относительно выдержанную мощность по падению и простиранию. На отдельных месторождениях мощность жил в контурах выемочного блока колеблется 0,1 …5 м и более. Применение в этом случае систем с магазинированием или с распорной крепью приведет к значительному разубоживанию за счет прихвата в местах пережима  вмещающих пород с целью создания необходимой ширины очистного пространства. Применение системы с раздельной выемкой руды и вмещающих пород окажется технически невозможным, потому что на участках с мощностью жил более 1,0 м потребуется большой объем породы для закладки выработанного пространства. В связи с этим существенно возрастут затраты на отбойку, возникнут большие трудности с планировкой площадки и укладкой настила.

Разрабатывать жилы с изменчивой мощностью предложено комбинированной системой, позволяющей существенно  снизить разубоживание (рис. 6). Отбойку руды ведут наклонными слоями под углом 35о к горизонту от центрального восстающего в направлении блоковых. При уменьшении мощности жилы ниже минимально допустимой ширины очистного пространства (менее 0,6 м) переходят на технологию очистных работ с раздельной выемкой руды и породы. С этой целью на замагазинированную руду укладывают жесткое перекрытие, которое закрепляют к висячему и лежачему бокам с помощью анкеров.

На это перекрытие первоначально отбивают руду, которую выпускают на откаточный штрек  по рудоспускам блоковых восстающих. Затем отбивают породу и оставляют её в очистном пространстве полублока. На отбитую породу укладывают временный шарнирно складывающийся металлический настил и на него  отбивают руду.

На участках отработки жил с мощностью, превышающей минимально допустимую ширину очистного пространства, на породный массив укладывают постоянный металлический настил, а на месте стыковки постоянного настила с рудоспуском блоковых восстающих  устанавливают межблоковые выпускные люки. Затем производят отбойку руды по всей мощности жилы.

  Рис. 6. Комбинация систем разработки с магазинированием руды и раздельной выемкой:

1-откаточный штрек; 2-блоковый восстающий; 3- гибкое перекрытие; 4-компенсационное пространство; 5-выпускные люки; 6-пустая порода; 7- жесткое перекрытие; 9-межблоковые выпускные люки

Отбитую руду частично магазинируют, а часть выпускают через рудоспуски блоковых восстающих. После отработки блока производят генеральный выпуск руды через люки.

Таким образом, переход от системы разработки с магазинированием руды к системе с раздельной выемкой и обратно позволяет исключить прихват пустой породы в местах пережима жилы и, следовательно, снизить разубоживание руды.

Выбор системы разработки для крутопадающих тонких жил осуществляют раздельно. Для жил с выдержанной мощностью сравнению подлежат две системы - система с магазинированием руды и  система с раздельной выемкой руды и вмещающих пород, а для жил с невыдержанной мощностью - комбинированная система и система с магазинированием руды.

За критерий оценки систем разработки принимается прибыль в расчете на 1 т балансовых запасов полезного ископаемого Пр (р/т) с учетом потерь и разубоживания

  ,  (22)

где П – коэффициент потерь руды в недрах; Р – коэффициент разубоживания; – содержание полезного компонента в жильной массе, г/т; - коэффициент извлечения полезного компонента в концентрат; Ц –цена 1 г полезного компонента, р/г; Сд – эксплуатационные затраты на производство конечной продукции в  расчете на 1 т добываемой рудной массы, р/т.

Исследования влияния различных факторов на величину прибыли Пр при разработке тонких жил с выдержанной мощностью системами с раздельной выемкой и с магазинированием руды, а также тонких жил с невыдержанной мощностью системой с магазинированием и комбинированной системой разработки выявили области их рационального применения (рис. 7,8).  Для выбора рациональной системы разработки создана компьютерная программа.

 

Рис. 7. Области применения систем разработки  магазинированием руды и раздельной выемкой на выдержанных по мощности жилах при различных содержаниях золота в жильной массе

Рис. 8. Область применения комбинированной системы разработки в  зависимости от содержания золота в жильной массе и высоты одного пережима

Обоснование параметров технологии разработки жил с естественными полостями. В жилах флюоритовых месторождений широко распространены  естественные полости, представляющие собой пустоты, расположенные примерно по центру жилы.

Наличие естественных полостей значительно усложняет технологию очистных работ и требует решения задачи по выбору рациональной и безопасной системы разработки.  В настоящее время флюоритовые жилы с естественными полостями практически не разрабатывают  или ведётся их частичная выемка с нарушениями «Единых правил безопасности...» и большими потерями руды. Для этого используют заряды ВВ на деревянных шестах. С откаточного штрека заряды прикладывают к стенкам блока и производят взрывание. Под открытым очистным пространством руду погрузочными машинами загружают в вагонетки. При этом высококачественный  кусковой флюорит переизмельчается, а потери руды достигают 50…60 %.

Разработанный способ позволяет отрабатывать участки жил с естественными полостями в два этапа. На первом этапе осуществляют подготовительные работы (рис. 9,а), которые начинают с проведения откаточного штрека, фланговых восстающих и подэтажного полевого штрека. Нарезные работы заключаются в оформлении днищ подэтажей и проведении с помощью взрывных скважин в центре полевого подэтажного штрека рудоспусков, количество и ориентацию которых определяют по размерам естественной полости.

Отбойку руды начинают с верхнего подэтажа в восходящем порядке, перепуская её через рудоспуски  в естественную полость  нижнего подэтажа. В верхней части нижнего подэтажа из фланговых восстающих проводят сбойки  для доступа в очистное пространство и эффективного проветривания. Заполнение естественной полости  замагазинированной рудой  осуществляют до уровня почвы сбоек.

На втором этапе (рис. 9б) в нисходящем порядке отрабатывают запасы нижнего подэтажа. Взрывные работы на каждом последующем слое в приконтурной зоне производят с применением низкобризантных ВВ или невзрывных разрушающих средств (НРС). Частичный выпуск на высоту отбиваемого слоя жильной массы осуществляют через орты-заезды  в днище нижнего подэтажа. Доставку кускового флюорита до фланговых восстающих осуществляют скреперами. По мере развития очистных работ на нижнем подэтаже выработанное пространство закрепляют переносной предохранительной крепью, а погашение рудного целика  производят взрывными скважинами с недозарядом с промежуточного штрека  по завершении отбойки нижнего подэтажа. Внедрение предлагаемого способа на ООО «Калангуйский плавшпат» позволило сократить потери руды в 5…6 раз, снизить  разубоживание руды на 25…30 %.

Рис. 9.  Система разработки флюоритовых жил с естественными полостями:

а) первый этап; б) второй этап; 1-откаточный штрек; 2 -блоковые восстающие; 3 – погрузочные орты; 4-подэтажный штрек; 5-рудоспуски; 6-естественная полость; 7 - переносная предохранительная крепь

Обоснование оптимального числа стадий переработки руды на ПОУ и выбора места расположения ЦОФ. Количество стадий обогащения руды на ПОУ может быть одностадиальное,  двухстадиальное и с полным циклом обогащения. Эффект от использования одно- и двух -  стадиальных схем достигается за счет снижения объемов перевозимой руды на ЦОФ, благодаря выделению в отвалы части пустой породы и получения на месте одного или двух видов концентратов. Обогатительные установки с полным циклом обогащения позволяют избавиться от необходимости транспортировать руду (или промпродукты) ЦОФ и получать предусмотренные технологией обогащения марки концентратов на месте.

При выборе рационального числа  стадий обогащения руды на ПОУ  необходимо сравнить величину дополнительных капитальных вложений на строительство установки с одно-, двухстадиальным обогащением либо с полным циклом обогащения с экономией затрат, получаемых от использования ПОУ.  За критерий оценки принимается ЧДД по всем возможным вариантам

(23)

где ПДДtэ – дисконтированный поток реальных в  tэ  год эксплуатации, тыс. р.;  К - капитальные вложения на строительство рудника, тыс. р.; Т - срок отработки месторождения, лет; tэ-год эксплуатации месторождения.

  (24)

где ПДtэ - поток реальных денег в tэ год эксплуатации, р.; Е - норма дисконта, дол. ед.;  tстр - срок строительства предприятия, лет.

ПДtэ=П-Нпр.+А, (25)

где  П - прибыль, р.; Нпр - размер налога на прибыль, р.; А -амортизационные отчисления, р.

  (26)

где  t – соответствующий год строительства, Кt – капитальные вложения в t-й год строительства рудника, тыс. р.; КПОУ – капитальные вложения в строительство обогатительной установки, тыс. р.

Методика и  программа расчета реализованы в проекте на разработку Степного флюоритового месторождения ООО «Светоч». Ожидаемый экономический эффект от внедрения методики составил 2636 тыс. р.

Групповая организационно–технологическая схема  разработки территориально разобщенных жильных месторождений предполагает переработку руды на ЦОФ. В связи с этим на стадии проектирования необходимо выбрать её рациональное место расположения. На выбор места расположения ЦОФ существенное влияние оказывают следующие основные факторы:

1) рельеф местности, как правило склон горы, позволяющий производить самотечную доставку продуктов переработки из одного цеха в другой;

2) наличие источника для получения технологической воды;

3) удобное и экологически безопасное место для сооружения хвостохранилища с учетом расположения жилых поселков, водоемов, розы ветров;

4) минимальные расходы на транспортировку руды от месторождения до ЦОФ и концентрата до железнодорожной станции.

Последний фактор имеет весьма важное значение при разработке группы территориально разобщенных жильных месторождений. Основу экономико-математической модели составляет критерий минимизации дисконтированных затрат на транспортирование руды до ЦОФ и концентрата на железнодорожную станцию

(27)

где xi и yi, - координаты месторождения; х и у - координаты обогатительной фабрики; п - количество месторождений; Tмi, - срок эксплуатации i-го месторождения, лет; Tоф - срок эксплуатации обогатительной фабрики, лет; Qpi - годовой объем грузоперевозок от i-ro месторождения до обогатительной фабрики, т/год; Qкi - годовой объем перевозки концентрата от ЦОФ до железнодорожной станции, т/год; Сур и Сук - удельные затраты соответственно на 1 т транспортирования руды и концентрата на расстояние 1 км, р/т·км; Е - ставка дисконта; t — год освоения месторождений, лет; Ки - коэффициент извилистости дорог.

(28)

где Lиз и Lпр - расстояние между объектами с учетом местности, (извилистости дорог) и по прямой линии, км.

В случае применения на промплощадке i-гo месторождения предварительного обогащения руды (рудоразборка, рентгенорадиометрическая сепарация), годовой объем грузоперевозок определится по формуле

  (29)

где  Agi - годовой объем добычи руды на i-м месторождении, т/год; Квi, -коэффициент выхода рудной массы на i-м месторождении после первичной переработки.

Годовой объем транспортирования концентрата определится по формуле

  (30)

где Ej -коэффициент выхода j-го вида концентрата на ЦОФ; Bj - доля выпуска  j-го вида концентрата на ЦОФ.

Срок эксплуатации месторождения определится по формуле

  ( 31)

где V3 -запасы руды на месторождении, т.

Экономико-математическая модель реализованная в редакторе Excel, позволяет определить координаты рационального места расположения ЦОФ, а также рассчитать минимальные затраты на транспорт руды до ЦОФ и концентрата до железнодорожной станции. Модель апробирована на флюоритовых месторожденияхБугутуро- Абагайтуйского рудного узла. На рис. 10 показано место расположения ЦОФ для Вершино-Дамкинского рудного поля.

Рис. 10. Схема места расположения ЦОФ при разработке месторождений Вершино-Дамкинского рудного поля

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В диссертации, являющейся научно-квалификационной работой, на основании выполненных автором исследований изложены научно обоснованные технологические решения по рациональному освоению жильных месторождений полезных ископаемых подземным способом, внедрение которых вносит значительный вклад в развитие горнорудной промышленности России.

Основные научные выводы и рекомендации, полученные лично автором, заключаются в следующем:

1 Обоснован высокий потенциал развития горнодобывающей промышленности Восточного Забайкалья за счет вовлечения в эксплуатацию жильных месторождений различных видов полезных ископаемых: около 1000 золоторудных объектов, 280 - вольфрама, 370 – олова, 570 -молибдена, 750 - флюорита, а также многочисленных месторождений редких и благородных металлов, полиметаллов. Выполнен анализ горно-геологических условий залегания жильных месторождений и определены организационно-технологические факторы, оказывающие существенное влияние на обоснование технологических параметров.

2. Доказано, что экономическую оценку эффективности освоения группы жильных месторождений следует проводить с учетом пространственного расположения их между собой и относительно действующей центральной обогатительной фабрики по динамическому критерию – максимуму ЧДД. Выбор рациональных размеров шахтных полей в условиях территориальной разобщенности  отдельных жил и прилегающих месторождений целесообразно определять методом вариантов. При этом в каждом варианте поочередно вводят  в расчеты  исходные данные по дополнительно включаемым в разработку запасам  периферийных жил или соседних месторождений. ЧДД рассчитывают с учетом вероятностных характеристик исходной информации по запасам руды и среднего содержания полезного компонента.

3. Разработана методика определения границы перехода с открытых горных работ на подземные  по критерию максимума совокупного ЧДД от открытого и подземного способов разработки месторождений, которая в наибольшей степени соответствует современным стандартам рыночной экономики.

4. Предложены перспективные схемы обособленного вскрытия жильных месторождений в гористой и равнинной местности. Разработана методика выбора рационального шага вскрытия с учетом природно-климатических и горно-геологических условий, горнотехнических и технологических факторов по критерию минимума дисконтированных затрат, учитывающая  амортизационные отчисления на специализированные фонды, основные производственные фонды  и транспортные средства.

5. Разработана методика для обоснования рациональных параметров технологии  выпуска из очистных блоков замагазинированной глинистой руды  с применением системы орошения и доведения глины до состояния текучести, позволяющая увеличить производительность труда в 1,6 раза и в 1,5 раза сократить потери руды. Установлены аналитические зависимости расчета потребного количества воды, подаваемой в рудный массив, для перевода глины в текучее состояние. Получены формулы для расчета времени орошения глинистого рудного массива  и количества оросительных труб в системе и  вероятностная модель определения угла наклона растекания воды в рудном массиве и скорости фильтрации в зависимости от гранулометрического состава руды. Разработана  методика расчета параметров оросительной системы.

7. Разработаны методики, позволяющие определить рациональные области  применения технологии выемки жил с изменчивой мощностью, в  основу которой положен переход в местах пережима жилы от системы с магазинированием руды к системе с раздельной выемкой руды и породы и обратно - при восстановлении первоначальной мощности жилы, что повышает полноту и качество извлекаемой руды.

8. Для  разработки жил ценного минерала в приконтурной зоне естественных подземных полостей предложена технология выемки жил путем заполнения полости отбитой рудой из верхнего подэтажа с последующей нисходящей выемкой запасов нижнего подэтажа. Внедрение технологии в производство позволило сократить потери руды в 5…6 раз, снизить  разубоживание руды на 25…30 % и сохранить кондиционные качества минерала.

9. Разработана методика выбора оптимального числа стадий переработки руды на передвижных обогатительных установках,  экономико- математическая модель и компьютерная программа выбора рационального места расположения центральной обогатительной фабрики при групповой схеме освоения жильных месторождений.

10. Результаты выполненных исследований по 20 жильным месторождениям, в виде разработанных технологий, научно-методических положений, экономико-математических моделей, программ расчета на компьютерах использованы в технико-экономических обоснованиях и технических проектах  ОАО «Ксеньевский прииск», ООО «Калангуйский плавшпат», ЗабНТГео, Промышленной компании «Кварц», ООО «Светоч», ЗАО «Восток» и др., а также  при подготовке горных инженеров по специальности 130404.65 и экономистов - менеджеров по специальности  080502.65 в ГОУ ВПО Читинский государственный университет. Суммарный годовой экономический эффект от внедрения результатов исследований в современных ценах составил 51831 тыс. рублей.

Основные положения диссертации опубликованы в следующих работах:

1. Глотов В.В. Об инвестиционной привлекательности мелких месторождений полезных ископаемых / В.В. Глотов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2003. № 10. С. 105-107.

2. Глотов В.В. Метод экономического обоснования содержания резерва подготовленных запасов при подземной добыче руд / В.В. Глотов // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. 1986. № 3. С. 8-10.

3. Глотов В.В. Экономический потенциал мелких месторождений на рынке минерального сырья / В.В. Глотов // Записки горного института. С-Петербургский государственный горный университет (институт). 2005. Т. № 161. С. 105-109.

4. Глотов В.В. Выбор оптимальных горно-технологических параметров мелких месторождений / В.В. Глотов, О.В. Метелева, Е.В. Маркелова // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2005. № 1. С. 187. 192.

5. Глотов В.В. Обоснование рациональной глубины открытых горных работ при комбинированной разработке группы жил / В.В. Глотов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2009. № 6. С. 192-197.

6. Глотов В.В. Выбор рационального места расположения обогатительной фабрики при разработке группы мелких месторождений / В.В. Глотов, Д.Г. Пучков, В.Н. Хорохордин // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2005. № 12. С. 180-182.

7. Глотов В.В. Технология разработки мелких жильных месторождениях с изменчивой мощностью / В.В. Глотов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2007. № 4. С. 70-74.

8. Глотов В.В. Технология разработки глинистых жил мелких месторождений / В.В. Глотов, А.А. Кужиков // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2009. № 4. С. 290-297.

9. Глотов В.В. Производственные системы освоения мелких месторождений / В.В. Глотов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2006. № 7. С. 81-84.

10. Глотов В.В. Методические основы выбора рационального способа вскрытия мелких месторождений / В.В. Глотов // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2006. № 12. С. 278-285.

11. Глотов В.В. Способ выпуска глиносодержащих руд при разработке жильных месторождений системами с магазинированием руды / В.В. Глотов, А.А. Кужиков // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. 2007. № 4. С. 3-9.

12. Глотов В.В. Формирование маркетинговой стратегии предприятий малого горного бизнеса / В.В. Глотов // Известия высших учебных заведений. Горный журнал. 2006. № 4. С. 25-28.

13. Глотов В.В. Обоснование инвестиционной привлекательности комплексного освоения групп жильных месторождений / В.В. Глотов, Н.П. Серебрякова // Горный информационно-аналитический бюллетень. 2009. № 4. С. 199-204.

14. Глотов В.В. Обоснование рациональных размеров шахтных полей при разработке жильных месторождений / В.В. Глотов // Вестник ЧитГУ. 2009. № 2 (53). С. 28 -34.

15. Глотов В.В. Маркетинговые исследования при разработке мелких месторождений / В.В. Глотов // Современные технологии освоения минеральных ресурсов. – Красноярск: ГУЦМиЗ, 2004. – С. 426-429.

16. Глотов В.В. Обоснование рациональной области применения передвижных обогатительных установок для разработки мелких месторождений / В.В. Глотов, В.А. Сазыкин // Современные технологии освоения минеральных ресурсов. – Красноярск: ГУЦМиЗ, 2003. – С. 147-151.

17. Глотов В.В. К методике определения рациональных размеров шахтных полей на мелких месторождениях / В.В. Глотов, О.В. Метелева // Материалы IV научн. техн. конф. – Чита: ЧитГУ, 2003. – С. 67-69.

18. Глотов В.В. Перспективы освоения мелких рудных месторождений Восточного Забайкалья / В.В. Глотов, П.П. Петровский // Горный информационно-аналитический бюллетень. – 2007. – № 4. – С. 393- 402.

19. Глотов В.В. Определение рациональной последовательности отработки мелких месторождений / В.В. Глотов, О.В. Метелева, Е.В. Маркелова // Вестник Читинского государственного университета. Вып. № 35: спец. выпуск, посвященный 30-летию Горного института. – Чита: ЧитГУ, 2004. – С. 140-144.

20. Глотов В.В. Оценка степени риска при освоении месторождений различного масштаба / В.В. Глотов // Вестник международной академии наук экологии и безопасности жизнедеятельности: спец. вып. – СПб.-Чита: Стиль, 2006. – С. 62-69.

21. Патент РФ № 2232273. Способ выпуска отбитой руды, содержащей глинистый материал / Соавт. А.А. Кужиков. Опубл. 10.07.2004. Бюл. № 19.

22. Патент РФ № 2187645 Способ разработки крутопадающих жил сложной морфологии. Опубл. 20.08.2002. Бюл. № 23.

Подписано в печать ______________Формат 60*90/16

Объём  2 печ. л.  Тираж 100 экз. Заказ_______

Отдел печати Московского государственного горного университета

Ленинский проспект, 6

 



© 2011 www.dissers.ru - «Бесплатная электронная библиотека»

Материалы этого сайта размещены для ознакомления, все права принадлежат их авторам.
Если Вы не согласны с тем, что Ваш материал размещён на этом сайте, пожалуйста, напишите нам, мы в течении 1-2 рабочих дней удалим его.