CC BY
22
- © Ю.В. Демидов, А.Ю. Звонарь,
A.A. Леонтьев, В.Г. Едигарьев, 2012
УДК 622.272.50
Ю.В. Демидов, А.Ю. Звонарь, А.А. Леонтьев, В.Г. Едигарьев
ВЫБОР ТЕХНОЛОГИИ РАЗРАБОТКИ ЗАПАСОВ НИЖНЕГО ЯРУСА НЬОРКПАХКСКОГО АПАТИТ-НЕФЕЛИНОВОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ
Приведены результаты исследований, показавшие возможность и экономическую целесообразность подземной разработки запасов нижнего яруса Ньоркпахкского месторождения апатит-нефелиновой руды.
Ключевые слова: рудник, месторождение, балансовые запасы, производительность, система разработки, экономическая эффективность.
Ньоркпахкское апатит-нефелиновое месторождение расположено на территории Мурманской области, в пределах Хибинского щелочного массива на склонах горы Ньоркпахк и Суолуйав. Абсолютные отметки рельефа находятся в пределах +200 + +600 м, относительные превышения достигают 300 м. Климат района субарктический, с продолжительной зимой (октябрь-апрель) и коротким (июнь-август) прохладным летом. Район экономически освоен.
Верхний ярус месторождения отрабатывается в настоящее время Ньоркпахкским карьером, руда поступает на обогатительные фабрики АНОФ-2 и АНОФ-3. Расстояние от промплощадки карьера до г. Киров-ска — 28 км, до ст. Апатиты — 41 км. Города, рудники и фабрики связаны через ст. Апатиты Октябрьской ж. д. со всей железнодорожной сетью СНГ. Автомобильные дороги и шоссе обеспечивают связь с городами Мурманской области и г. Санкт-Петербургом.
Запасы карьера практически исчерпаны и возникла необходимость рассмотрения возможности подземной отработки нижнего яруса место-
рождения, представленного 13 рудными телами с различными условиями залегания и балансовыми запасами. Мощность рудных тел изменяется от 8 до 50 м, угол падения — от 0 до 45 градусов, глубина от поверхности — от 100 до 400 м.
Вмещающие породы относятся к крепким и очень крепким. Коэффициент крепости по Протодьяконову составляет в среднем 10—14. Апатит-нефелиновые руды относятся к крепким и средней крепости, с коэффициентом крепости 6—8. Показатель прочности пород на одноосное сжатие для руды составляет 60—200 МПа, для вмещающих пород — от 80 до 330 МПа. Плотность руд достаточно тесно связана с содержанием апатита и составляет в породах и рудах в среднем 2,7 — 3,4 г/см3.
В верхнем 100-метровом интервале породы имеют сильную трещино-ватость. Ниже, до глубин порядка 200—300 м, по материалам разведки также фиксируется достаточно высокая трещиноватость пород.
Применительно к сложноструктур-ным месторождениям со значительной изменчивостью элементов залегания рудных залежей авторами разработа-
на следующая концепция проектирования геотехнологии, включающая:
• создание компьютерной геологической модели месторождения в среде MineFrame (комплекс программ, разработанных в Горном институте КНЦ РАН);
• разработку в среде «Excel» активной электронной таблицы для оценки горно-геологических условий залегания и подсчета запасов руды по выбранным ограничениям, как месторождения в целом, так и отдельных рудных залежей;
• ранжирование рудных залежей по падению и простиранию на зоны в зависимости от мощности рудных тел, угла падения и расположения их относительно контура карьера, определение балансовых запасов руды, приходящихся на каждую из технологических зон;
• анализ вариантов вскрытия и систем разработки на месторождениях с аналогичными горно-геологическими условиями, пригодных для использования по комплексу критериев;
• выбор и конструирование рациональных вариантов систем разработки для каждой из технологических зон,
• геомеханическое обоснование безопасных параметров систем разработки и последовательности ведения горных работ;
• расчёт потерь и разубоживания руды по источникам их образования и определение показателей извлечения руды из недр для каждой системы разработки;
• подсчёт по разработанной электронной таблице величины извлекаемых запасов для выбранных вариантов систем разработки, потерь и разубо-живания руды по участкам рудных залежей, горизонтам и месторождению в пределах предполагаемой выемки;
• технико-экономическая оценка вариантов систем разработки для каждой из технологических зон;
• определение возможной производительности рудника, выбор рациональной схемы проветривания рудника.
На основании имеющейся геологической информации была построена модель месторождения и разработана активная электронная таблица, с помощью которой определены балансовые и извлекаемые запасы месторождения и отдельных рудных тел в зависимости от выбранных ограничений по:
• высотной отметке, величине ме-ждупластья;
• простиранию рудного тела (в соответствии с координатной сеткой для геологической модели);
• углу падения и мощности рудной залежи;
• содержанию Р2О5;
• применяемой системе разработки.
Общий вид рудных залежей нижнего яруса месторождения представлен на рис. 1.
Исходя из анализа изменчивости горно-геологических условий залегания рудных залежей нижнего яруса Ньоркпахкского месторождения, можно сделать следующие выводы:
Основные запасы балансовой руды расположены за пределами карьера. Подкарьерные и прибортовые балансовые запасы руды составляют около 15,9 % от всех запасов (рис. 2).
Рудные тела в прибортовой и под-карьерной части месторождения имеют мощность в основном менее 15 м и угол падения менее 20 градусов (7,2 % от всех запасов). За пределами карьера основные запасы руды представлены рудными телами мощностью более 20 м с углом падения 10—20 градусов (42 % от всех запасов). Удельный вес участков рудных тел с различными соотношениями по углу падения и мощности в целом по месторождению приведены на рис. 3.
Рис. 1. Геологическая модель нижнего яруса Ньоркпахкского месторождения
ооооооо ■ I Общие запасы руды
\ Л
\
--РТ 3 -г РТ 4 - РТ 5 » РТ 6 РТ 7 —- РТ 8 -о-РТ Э — РТ 10 РТ 11 ■. РТ 12 = РТ 13 — Всего
\ р
: \
V
/Л
\ \\
К л 4 \\
[I ■ \ \\ —1—1—1—
р0
Р2
р4
р6
р8 р10
Разрезы
р12 р14 р16 р18
р20
Рис. 2. Распределение балансовых запасов руды в направлении простирания рудных тел и в целом по месторождению, полученное по электронной таблице
По высотным отметкам основная доля балансовых запасов приходится на интервал от +180 до +300 м. Подкарьерные запасы сосредоточены в основном между отметками +220 и + 160 м. За пределами карьера основная часть балансовых запасов находится в интервале+280 и +150 м.
Максимальная горизонтальная площадь рудных залежей достигает 220 тыс. м2 на отметке +240 м, а интервал максимальной горизонтальной площади находится в пределах высотных отметок +180^ +300 м.
Анализ результатов оценки горногеологических и горнотехнических условий показал, что в прибортовой и подкарьерной части месторождения подлежат извлечению запасы руды между высотными отметками +300^-+320 м и +160^+220 м. За пределами карьера могут быть извлечены запасы руды между высотными отметками +80^+320 м и +380 +400 м.
Учитывая то обстоятельство, что балансовые запасы рудных залежей выше конечной отметки дна основного карьера +180 м составляют около 60 % принято решение производить вскрытие нижнего яруса месторождения в два этапа, а именно:
• 1 этап — до отметки +200 м;
• 2 этап — до отметки +80 м.
В этом случае основные запасы рудных залежей между разрезами 11—14 могут быть извлечены на первом этапе отработки месторождения.
Рассмотрены следующие варианты схем вскрытия:
• двумя капитальными уклонами между отметками +320^+200 м с расположением порталов вблизи рудного склада Ньоркпахкского карьера и воздуховыдающим восстающим;
• двумя капитальными штольнями на отметке +200 м с расположением порталов в центральной части карье-
ра, воздухоподающим восстающим и воздуховыдачной штольней. Вариант вскрытия может быть осуществлен после отработки карьера;
• двумя капитальными штольнями на отметке +230 м с расположением порталов в восточной части карьера, двумя капитальными уклонами до отметки +200 м, воздухоподающим восстающим и воздуховыдачной штольней. Вариант вскрытия может быть осуществлен до отработки карьера.
В результате сравнительной технико-экономической оценки для трех вариантов вскрытия месторождения установлено, что наиболее затратным вариантом является вариант № 1. Это связано с проходкой двух капитальных уклонов длиной около 800 м между отметками +320^+200 м. Кроме того, при варианте вскрытия № 1 увеличивается срок ввода рудника в эксплуатацию, а результирующие показатели для него являются наихудшими. По сравнению с вариантом № 3, имеющим минимальные капитальные затраты, разница результатов производственной деятельности при коэффициенте дисконтирования Е = 0,08 составляет 14 %.
Наилучшим с точки зрения вскрытия и эксплуатации месторождения до завершения работ на карьере является вариант № 3, обеспечивающий минимальные капитальные затраты и позволяющий осуществлять добычу руды до завершения работ в западной части карьера. Однако при начале строительства подземного рудника после завершения работ на карьере, более предпочтительным является вариант № 2.
Исходя из проведенного анализа горно-геологических особенностей залегания рудных залежей Ньор-кпахкского месторождения, добыча руды будет производиться в основном системами разработки с открытым очистным пространством. Это связано
■ т = 15 - 20 м
■ т > 20 м
□ Все запасы _46,8__41,5
Средний угол падения, град.
Рис. 3. Удельный вес участков рудных тел с различными соотношениями по углу падения и нормальной мощности рудных тел (т) для всех запасов Нижнего яруса месторождения, рассчитанный по электронной таблице
р.5
р6
р8
р9
р 10 р11
р 12 рГЗ р 14 р15 р1ь р17 р 18
1 1 V V 1 1
\ Отме гьо +£ ;о|м ч 4 43 1
\ 1 1 р. 1 1
:...... 1 ■ 11 1 1
\ ■ ууууууу/72> - 1 1
1 1 1
I, ' 1
-- — ■ - 1
Площадь рудных залежей - 28
11111
Площадь безрудной зоны - - 72
Рис. 4. Соотношение площадей рудной и безрудной зоны на отметке +260 м уча■ стка Ньоркпахкского месторождения в разрезах 9—18
со значительной глубиной залегания и относительно малой мощностью рудных тел, а также наличием значительных безрудных зон (рис. 4), что препятствует применению систем с об-
рушением. В связи с этим предложены следующие варианты систем разработки и их модификации:
• варианты системы разработки с открытым очистным пространством с
выпуском руды на траншейное днище при мощности рудных залежей более 20 м и угле падения более 10—15о. Удельный вес вариантов систем разработки равен 70—75 %. Годовая производительность блока составляет 430 тыс. т/год. На рис. 5 представлен вариант отработки рудной залежи мощностью 20—30 м и угле падения 15 градусов;
• панельно-столбовая система разработки при мощности рудного тела менее 20 м и угле падения рудных тел менее 15о. Удельный вес системы разработки равен 15—20 %. Годовая производительность блока составляет 340 тыс. т/год;
• система разработки с подэтаж-ным обрушением при выемке прибор-товых и подкарьерных запасов месторождения мощностью более 30 м. Удельный вес системы разработки составляет 3—5 %.
Технология отработки камерных запасов при выпуске руды через траншейное днище без захода в людей в выработанное пространство допускает частичное обрушение пород кровли. На основании расчетов, выполненных для определения соотношения длины пролетов камер по падению и простиранию рудных залежей при показателе устойчивости пород висячего бока 15, установлено, что при длине камеры по простиранию 60—85 м максимальная ее ширина по падению составляет 40—48 м. При необходимости для повышения устойчивости кровли оставляются временные внутриблоковые целики.
При панельно-столбовой системе разработки, где в очистном пространстве работают люди, поддержание непосредственной кровли осуществляется столбчатыми целиками и штанговой крепью. Порода от проходки выработок складируется в отработанных камерах.
Исходя из необходимости размещения в междукамерном целике нарезных выработок и принимая во внимание сейсмическое действие взрывов при отбойке, рекомендуется в интервалах глубин 100—350 м принять их ширину: для междукамерных целиков аЦ = 15 — 25 м (коэффициент запаса КЗ = 1,5), для междуэтажных и внутриблоковых целиков аЦ = 5 — 15 м (Кз = 1). Следует предусмотреть проходку доставочных ортов в пределах междукамерных целиков на максимальном удалении от формируемой плоскости обнажения со стороны отработанного пространства. Технология отработки запасов отдельно расположенных рудных залежей при ограниченной горизонтальной площади в плане и разделенных безрудными зонами, горизонтальная площадь которых в плане составляет не менее 70 %, позволяет кроме рудных, использовать породные целики (рис. 4).
В результате расчета показателей извлечения полезного ископаемого из недр и удельного веса применяемых систем разработки получены следующие значения потерь и разу-боживания руды по месторождению (без учета последующей отработки целиков):
• потери руды — 28,2 %;
• разубоживание руды — 16,9 %.
Производительность рудника, определенная по горным возможностям, может составлять 1700 тыс.т/год. Минимальная высота вскрываемого участка месторождения на первом этапе (+350 + +200 м) близка к нормативной. Минимальный срок существования рудника в сложных горногеологических условиях при общих запасах руды 55,7 млн т и производительности 1,7 млн т/год составляет 32 — 34 года и соответствует нормативному.
по В-В
Вариант 4
мбОО
м500
пг> Л - Л
Рис. 5. Система разработки с открытым очистным пространством с выпуском руды на траншеи, расположенные по простиранию рудного тела. Мощность рудного тела 20—30 м, угол падения 15 градусов
Количество проходческих забоев для обеспечения заданной производительности рудника при скорости
проходки выработки 70 м/мес. составит 3—4 забоя. В очистной выемке должно находиться 4 очистных
50,00 45,00 40,00 35,00 30,00 25,00 20,00 15,00 10,00 5,00 0,00
44,3 44,3
32,6
20,8
— 17,4 17,2 17,7
12,8 15, 4 10,7 15,3 14,9
10, 10,3
2,4 00 4,6
Вариант 1. Вариант 2. Вариант 3 Вариант 4. Вариант 5. Вариант 6
□ Погашение ГПР
□ Возмещение затрат на ГПР при попутной добыче руды
■ Погашение ГПР с учетом возмещения от попутной добычи руды
Рис. 6. Структура погашения ГПР с учетом возмещения от попутной добычи руды
Вариант 1.
Вариант 2.
Вариант 3
Вариант 4.
Вариант 5.
Вариант 6
70
60
й & 50
61,5
54,8
55,6
40
46,6
47,1
30
20
24,8
10
0
Рис. 7. Диаграмма экономической эффективности систем разработки
блока по два на каждом фланге отрабатываемого участка месторождения. Количество очистных блоков в одновременной работе зависит от числа ПДМ, работающих в независимой панели (следовательно, от числа доставочных выработок на одну траншею). При работе в блоке 2 ПДМ его производительность может быть увеличена в 1,5 — 2 раза.
Для всех вариантов систем разработки предусматривается использование самоходного бурового и доста-вочного оборудования. Необходимый расход воздуха для проветривания рудника при этом составил 260 м3/с.
На начальной стадии отработку Ньоркпахкского месторождения целесообразно осуществлять в восточной его части в разрезах 10 18 м до от-
метки +200 м (1 этап вскрытия). Это связано с тем, что в западной части Ньоркпахкского карьера добычные работы продолжаются, и отработка подкарьерных и прибортовых запасов месторождения в настоящее время не может осуществляться.
Первый разрезной блок отрабатывается в центре участка шахтного поля независимого от открытых горных работ между 13 и 14 разрезами на верхнем рудном теле № 7. Затем отрабатываются два смежных блока. После отработки первого разрезного и смежных блоков рудного тела № 7 с отставанием на 100 м последовательно отрабатываются разрезные блоки в нижележащих рудных телах.
При наличии между рудными телами породных прослоев мощностью 6 м и менее осуществляется совместная отработка залежей с выпуском руды на одно траншейное днище. Выпуск руды из погрузочных заездов осуществляется с оставлением рудного вала в траншеях для снижения разлета кусков руды, повышения устойчивости кровли камеры и качества дробления. Протяженность рудного вала по простиранию рудного тела равна расстоянию между погрузочными заездами.
Сравнительная технико-экономическая оценка вариантов систем разработки проводилась по совокупности критериев: расходу и себестоимости ГПР, погашению ГПР, себестоимости добычи руды и прибыли на 1 т погашенных балансовых запасов. Здесь следует отметить, что стоимость и выход концентрата, содержание в нем полезного компонента приняты по укрупненным данным работы обогатительных фабрик ОАО «Апатит». Поэтому прибыль следует считать условной. Но для сопоставления эффективности систем разработки и ус-
тановления тенденций этот критерий вполне пригоден.
Оценивались следующие варианты систем разработки:
Вариант 1. Система разработки с открытым очистным пространством при выпуске руды на траншейное днище. Мощность рудного тела более 20 м, угол падения 30—50о.
Вариант 2. Система разработки с открытым очистным пространством при выпуске руды на траншейное днище. Мощность рудного тела 15— 20 м, угол падения 10—30о.
Вариант 3. Система разработки с открытым очистным пространством при выпуске руды на траншейное днище. Мощность рудного тела более 30 м, угол падения 0—45о.
Вариант 4. Система разработки с открытым очистным пространством при выпуске руды на траншейное днище. Мощность рудного тела 20— 30 м, угол падения 10—20о.
Вариант 5. Система разработки с открытым очистным пространством при выпуске руды на траншейное днище. Мощность рудного тела 8—20 м, угол падения 0—10о.
Вариант 6. Панельно-столбовая система разработки. Мощность рудного тела 8—20 м, угол падения 0— 15о.
При анализе выявлено и оценено влияние конструктивных особенностей разработанных вариантов систем разработки на себестоимость добычи руды. Основное различие показателей себестоимости по вариантам обусловлено затратами по статье «Погашение ГПР» и возмещением от попутной добычи руды. Результаты анализа приведены на рис. 6.
Результаты оценки эффективности вариантов технологии по критерию условной прибыли на 1 т погашенных балансовых запасов приведены на рис. 7.
В результате расчетов установлено, что варианты систем разработки с открытым очистным пространством для различных горно-геологических условий близки по всем статьям калькуляции, за исключением статьи «Погашение ГПР». Самая высокая себестоимость и минимальная условная прибыль соответствует варианту системы разработки с открытым очистным пространством для пологих маломощных участков месторождения.
Для этого варианта системы разработки практически отсутствует возмещение затрат от попутной добычи руды при проходке выработок.
На участках месторождения с такими горно-геологическими условиями применение панельно-столбовой системы обеспечивает более высокие показатели эффективности и полноты использования недр. Условная прибыль при этом выше на 89 %. Для остальных участков рекомендуются вариации системы с открытым очистным пространством и выпуском руды на траншейное днище. Себестоимость по этим вариантам для различных горно-геологических условий участков месторождения отличается на 11—19 %, а условная прибыль — на 15—25 %. ЕШЗ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -
Демидов Юрий Васильевич — доктор технических наук, профессор, советник генерального директора, е-шаИ: [email protected],
Звонарь Андрей Юрьевич — технический директор, главный инженер, е-шаЦ: [email protected], ОАО «Апатит»,
Леонтьев Анатолий Александрович — кандидат технических наук, старший научный сотрудник, е-mail: [email protected],
Едигарьев Валерий Георгиевич — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,
е-mail: [email protected],
Горный институт, Кольский научный центр РАН.
АРГО И ЖАРГОН
РОМАШКА — две полумуфты соединенные полосками конвейерной ленты.
РУКОЯТКА — место у ствола, откуда подаются сигналы на подъемную машину, наверное, в стародавние времена действительно управляли рукояткой.
РУКОЯТЧИЦА — стволовой поверхности, обычно женщина. Она же СИГНАЛИСТКА, ТЁЩА.
РЫЦАРЬ — малая шестерня в редукторе, от искаженного «ритцель». СВИСТОК — взрывник. СИГАРА — редуктор СП-202 с двигателем.
СИКАМА — машина для крепления ЖБ штангами, перевозки различных грузов и т.д. СЛОНЫ — ГРОЗы. СМЕРТНИКИ — проходчики КПВ СМЕТАННИКИ — горноспасатели ВГСЧ СОБАКА — лесогон. Он же ГРП по доставке материалов.
