Повторная открытая разработка Тасеевского золоторудного месторождения Текст научной статьи по специальности «Энергетика и рациональное природопользование»

УДК 622.342.1 П.Б. Авдеев

ПОВТОРНАЯ ОТКРЫТАЯ РАЗРАБОТКА ТАСЕЕВСКОГО ЗОЛОТОРУДНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

Семинар № 16

f \ дно из крупнейших в мире Tácete евское золоторудное месторождение в Читинской области находится в центральной части Балейской депрессии, выполненной нижнемеловыми отложениями. Осадочные породы, вмещающие рудные тела месторождения представлены крупногалечными конгломератами, плотно сцементированными глинисто -карбонатным цементом, песчаниками. Мощность наносов составляет 10-15 м, мощность оруденения вмещающих пород достигает 40 м и в среднем составляет 10-15 м. Рудная зона включает в себя крупнейшую жилу месторождения и серию апофиз жил и прожилков в ее висячем боку. Верхняя граница рудной зоны залегает от поверхности на глубине 40-120 м и имеет длину по простиранию 480 м, рудные тела перекрыты четвертичными многолетнемерзлыми отложениями мощностью от 5-6 до 35 м.

При подземной разработке Первой рудной зоны (начало в 1949 г., к 1980 г. отработаны запасы горизонтов 86, 126, 166, 216 м) имелись значительные потери руды, не отрабатывались отдельные междуэтажные целики. Закладка выработанного пространства производилась только в местах подземных сооружений. В результате подземной отработки произошли деформации горного массива - на поверхности образовались провалы, объемы их изменялись от 600 м3 до 12000 м3. В пределах проектного контура Тасеевского карьера выделено три зоны сдвижения - плавных сдвижений, трещин и обрушений.

Для изучения процесса сдвижения была оборудована наблюдательная станция из восьми профильных линий. Выявлено, что зоны интенсивного сдвижения земной поверхности концентрируются на площадях, где установлены наибольшие оседания с наибольшими наклонами земной поверхности. На этих площадях сосредоточены все образовавшиеся провалы и воронки. Оседание земной поверхности возрастает в направлении продвижения очистной выемки и сопровождается внезапными провалами и воронками. Устойчивость горного массива зависит от интенсивности и ориентации трещиноватости. На месторождении выявлено 9 систем трещин с азимутами простирания от 220 до 3220 и углами падения от 420 до 850 , расстояние между трещинами, заполненных каолином колеблется от 0,35 до 0,60 м.

Сдвижение горного массива происходит в форме отрыва и внезапного обрушения пород в выработанное пространство, что представляет наибольшую опасность для горных работ при повторной открытой разработке месторождения. Все провалы возникали в теплое время года, что обусловлено глубоким промерзанием горных пород - 3-5 м и увеличением несущей способности мерзлого горного массива. По времени образования и пространственному расположению выделено два типа провалов: провалы первоначальной приповерхностной разработки жилы с крутым падением; провалы от разработки глубинной части рудного тела с более пологим залеганием, представляющие наибольшую опасность. Они характеризуются незначи-

Нарастающие объёмы руды Р,тыс.м3

Рис. 1. Зависимости нарастающих объёмов вскрыши от нарастающих объёмов руды V = / (Р) и глубины карьера Но

тельными первоначальными геометрическими размерами в плане (15-20 м), большой глубиной (25-30 м) и крутыми углами воронкообразования (85-900).

Наиболее полное представление о величине смещения запасов руды, а также их распределении в горном массиве можно получить физическим моделированием процесса сдвижения на эквивалентных материалах по методике проф.

В.В. Куликова [1]. При моделировании установлено, что в результате обрушения горного массива 65-70 % запасов руды для повторной открытой разработки на гор. 86 м переместились на нижележащие горизонты, 52-55 % запасов горизонта 126 м переместилось на горизонт 166 м. Запасы гор. 126 м пополнились за счет руды с гор. 86 м. Моделированием установлены потери руды при отработке горизонтов 216, 266, 316 м - около 25 %. Образование провалов на поверхности, геометрические размеры их в масштабе и расположение в плане полностью соответствовало натурным наблюдениям.

Установлено, что около 54 % общего количества руды в проектных контурах карьера находится в зоне обрушения подземного рудника. Глубина процесса сдви-

жения горного массива не превышает 160180 м.

Определение границ карьеров является фундаментальной задачей открытой разработки месторождений. В методологии определения границ карьера разработан ряд расчетных принципов, среди которых критерий максимальной приведенной (дисконтированной) прибыли с учетом рыночной цены на металл, содержания металла, показателей извлечения балансовых запасов является предпочтительным для условий рыночной экономики. Конечная глубина карьера базисного варианта определена по методике проф. Б.П.Юматова и для расчетного граничного коэффициента вскрыши Кг = 18,5 м3/м3 составила Но = 180 м. Исходя из принципа выделения для открытых горных работ максимально возможных запасов полезного ископаемого, нами исследовано несколько вариантов разработки месторождения до глубины Но = 230 м. Для определения усредненных эксплуатационных коэффициентов вскрыши и параметров этапов построены графики V = /(Р) (рис. 1), на которых выделяются этапы с постоянными усредненными коэффициентами вскрыши. Исследования показали, что годовые эксплуатационные расходы Сг по

этапам и вариантам существенно различаются - от 1,3 до 3,8 раз.

Суммарная извлекаемая ценность, приведенная к началу строительства, в общем случае определяется по формуле

■ т-------т---------------------+ +т--------т-------------------

I1 + Енп г стр + ¡1 + ¡2 + 1 I1 + Енп г стр + ¡1 + ¡2 + 1

Ц________________+ +___________________Ц_

( + Енп Устр

+ ?! + ¡2 + 2 (1 + Енп Устр + ¡1 + ¡2

Ц

Цз

( + Енп Устр + ¡1 + ¡2 + 1 (1 + Енп Устр + ¡1 +... + + ¡2 + 2

Ц 3 Ц,

( + Енп Устр + ¡1 + ¡2 + ¡3 ( + Енп Устр + ¡1 + ¡2 + ¡3 + 1

Ц + ... + ^ Цг

(1+ Енп Устр + ¡1 + ¡2 + ¡3 + 2 (1 + Енп Устр + ¡1 + ¡2 + ... + ¡,

(1)

где Цъ Ц2; Ц3; Ц - годовая извлекаемая ценность в первый, второй, третий, ,- ый этапы эксплуатации карьера, млн р.; ¡стр -период строительства карьера, лет; ¡¡; ¡2; ¡3;...; - этапы строительства карьера, лет;

Енп - норматив для приведения разновременных затрат(норма дисконта).

Приведенная удельная прибыль Пуд п (руб/м3) определена из выражения

П ХЦ, X С + Ен -X К, (2)

^ ХБ ХБ

где X Б - суммарные погашенные запа-

3

сы месторождения, млн м .

Оптимальная глубина разработки месторождения соответствует максимуму удельной приведенной прибыли (с учетом реализации недополученного компенсационного продукта).

Суммарные, приведенные к началу реконструкции, компенсационные капитальные затраты X Кп (р ) определены по

формуле

X Кп = К

К 2 К

2 а

1 + Е,,

• +... +

К, К‘‘

¡ р с

(1 + Ет У -1

+... +

(3)

где Кг, К2, Кр - капитальные затраты, производимые в начале каждого года реконструкции, р.; Кск - показатель технического прогресса.

Удельная приведенная прибыль Ппудк (р/м3) за счет реализации недополученного компенсационного продукта определена по формуле

У V г ^ V \

П,

пуд.к.

X ц (Хс, + Е X Кп

о

о

о

(4)

где Р - компенсационный объем руды, млн м ; Ен - норма дисконтирования.

Наибольшее значение удельной приведенной прибыли Пудл получено при глубине разработки 210 м. Основные параметры карьера приняты для проектирования и практически реализованы при отработке Первой рудной зоны Тасеевского месторождения. Новейшие исследования зависимости чистого дисконтированного дохода (ЧДД) показали, что оптимальная глубина карьера находится в диапазоне 200-230 м (рис. 2, в ценах 2004 г.).

Выявлен рациональный вариант вскрытия - комбинированное вскрытие внешней въездной траншеей с оптимальной глубиной погружения 33 м, при высоте уступа 10 м принята глубина траншеи 30 м.

Обоснование эффективной технологии открытой повторной разработки месторождения в зоне действия подземного рудника является одной из сложнейших задач горной науки и производства и предопределяется двумя основными условиями -экономической целесообразностью и безопасностью горных работ. При ведении горных работ по традиционной технологии - транспортная система разработки, буровзрывная подготовка пород и руды к выемке карьерными механическими лопатами безопасные условия ведения горных работ обеспечиваются реализацией специ-

+

+

+

+

800

^ - 600 и I та сц

£. “ 400 = 1=1 1= их

22=^ 200

°, *

3 та л

3 ^ 0

и I-з та

I- СО

о -200

<и

со

к

*- к —1— -А- -к- -1- 4- ЧГ -к"

\ / . -X- -X- -V - V.

Ус ■X" -К М/ _ /\ —Ж— /\ л- -X- ■х

ж- 170 —■яг- 180 190 200 210 220 "Ж- 230 240 250

■ 1-инвестиции,млн.р

-2-экспл.затраты, млн. р/год

X- - 3-ЧДД при норме дисконта 10%

-Ж—4-ЧДД при норме дисконта 15%

Предельная глубина карьера,м

Рис. 2. Зависимости инвестиций, эксплуатационных затрат и ЧДД от предельной глубины карьера

альных методик по определению параметров системы разработки и мероприятий, включая определение пустот, прогноз и выявление опасных зон, выбор способа погашения пустот [2].

Нами рассмотрена повторная открытая разработка Первой рудной зоны с применением транспортной системы разработки, а также нетрадиционной технологии с применением экскаваторов-драглайнов по предложенным техническим решениям [3, 4]. Экскавация наносов производится по бестранспортнаой системе разработки. Нижележащие горизонты отрабатываются с применением транспортной системы, механических лопат и авто-самосвалов.

Выявленные параметры мульды сдвижения рудной зоны позволили определить объем горной массы в зоне провалов (около 10 млн м3). Мульда сдвижения разделена на две зоны: 1 - зона плавных оседаний и зона трещин; 2 - зона провалов. Разработка 1-ой зоны (46 % запасов) не вызывает особых затруднений. Извлечение руды из 2-ой зоны с применением традиционной технологии невозможно без применения специальных мероприятий в связи с опасностью провалов людей и обору-

дования. Технологические схемы при равном уровне безопасности отличаются затратами и показателями извлечения полезного ископаемого из недр - применение традиционной технологической схемы позволяет извлечь запасы руды только в зоне 1, при этом около 54 % запасов будет потеряно в зоне 2, а технологическая схема с применением экскаватора-драглайна позволяет извлечь запасы обеих зон до рациональной глубины Нр = 210 м.

В качестве экономического критерия сравнения принята максимальная удельная приведенная прибыль. Суммарные приведенные эксплуатационные затраты определяются по формуле С

2 С -(ЕЛ—+

V-т нп А

стр.

+1

Сг Кс

С,КС

+... +-

( + Енп Устр. + 2 ( + Енп У стр. + ¿1

(5)

где С, - годовые эксплуатационные затраты на разработку зоны; Ксэ - показатель технического прогресса; Енп = 0,08 - норматив для приведения разновременных за-

трат (норма дисконта); (стр. - период строительства карьера, лет; ^ - период разработки зоны.

Годовые эксплуатационные затраты на добычу руды из не опасной зоны определены по формуле

С,,=(С„ + КэС, , (6)

1 ро

где Со - себестоимость добычи руды при повторной открытой разработке, р/м3; Кэ -усредненный эксплуатационный коэффициент вскрыши, м3/м3; С, - себестоимость

1 м3 вскрыши, р.; Аог - годовая производительность карьера по руде, млн м3; Кно -коэффициент извлечения запасов из недр;/ро - коэффициент разубоживания.

Суммарные приведенные капитальные затраты определены по формуле

V К = К + К 2 Кск

/ . ^стр. - '

(1 + Енп )

+...

... +

К К ^стр. 1

стр ск (1 + Енп У стр. — 1

где Кг; К2;... К(

(7)

- капиталовложения,

Аналогично опреде-

С = С + С

г2 ^доб. ^ '-'б.у.

лены приведенные суммарные капитальные затраты с учетом годовой добычи руды из зоны 2.

Извлекаемая ценность годовой продукции по технологической схеме 1 определяется из выражения

Ц = А01 ИЦСу, (9)

где А01 - годовая добыча руды из 1-ой зоны, млн м3; И - общий коэффициент извлечения при добыче и переработке; Ц -цена металла, р/г; С - среднее содержание металла в руде, г/т; у - плотность руды,

т/м3.

Суммарная приведенная ценность разработки месторождения по 1-ой технологической схеме определяется по формуле

Ц +

V

ЦпР1 =

Ц1

(1 + Енк У стр. + 1

, Ц1

+ ¿о

(10)

производимые в начале каждого года строительства.

Суммарные приведенные эксплуатационные затраты на разработку 2-ой зоны определены по формуле

^ С Сг Сг

Ус =—^^— + +--------------------------^—

2 г 2 (1 + Кп) (1 + Енп )2 (1 + Енп У2

(8)

где ?2 - время отработки запасов руды в

зоне, лет; Сг - годовые

¿2

эксплуатационные затраты на разработку 2-о!Т(зднв1ы5Э. эксплуатационные затраты представляют сумму двух видов затрат -затраты на добыгау руды из 2-ой зоны Сдоб и дополнительные затраты на обеспечение безопасных условий работ Сб.у.:

(1 + ЕНк У стр. + 2 ( + Енк У стр.

где 4 - время отработки запасов руды.

По 1-ому варианту удельная приведенная прибыль (р/м3)

V Ц V З

/ J ^ пр! пр

П,

Б,

Б,

пр. уд.1

Б ^1

где Б1 - балансовые запасы,

(11)

извлекаемые

за период отработки месторождения по 1-й

3

технологической схеме, млн м .

Ценность получаемой за год продукции по второй технологической схеме Цг определяется с учетом увеличения годовой добычи до А011, а удельная приведенная прибыль - с учетом увеличения балансовых запасов Б2.

Удельная приведенная прибыль (р/м3) за счет реализации недополученного компенсационного продукта определяется по формуле

45

40

35

30

25

20

15

10

5

0

Трад тех, варі

П

п. уд.к.

—

і

Г гп

Технология с применением драглайна, вар.2

Б2 - Б1

Б 2 - Б1

□ Удельные капитальные затраты, р/т

□ Суммарная приведенная ценность, млн р

Рис. 3. Сравнительная эффективность открытой повторной разработки месторождения

□ Приведенная удельная прибыль, р/м3

(12)

Технология повторной разработки с использованием драглайна по основным технико-экономическим показателям

предпочтительнее традиционной технологии (рис. 3).

Нами предложена безопасная технология с выемкой вскрышных пород драглайном, который производит вскрышу нано-

сов и переэкскавацию их по бестранспортной схеме за пределы границ карьера, а затем экскавирует горную массу в безопасную зону для погрузки экскаватором типа ЭКГ. Отбойку скальных пород осуществляют буровзрывными работами, предпочтительнее с применением наклонных или горизонтальных скважин [4].

Исследованиями рациональных схем ведения вскрышных работ экскаваторами-драглайнами ЭШ-5.45, ЭШ-10.70, ЭШ-15.90 установлено, что транспортнобестранспортная система разработки с применением экскаватора ЭШ-10.70 является наиболее эффективной и безопасной по сравнению с разработкой месторождения карьерными экскаваторами.

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Куликов В.В. Совместная и повторная разработка рудных месторождений. М.: Недра, 1972, с.327.

2. Технология разработки золоторудных месторождений / В.П. Неганов, В.И. Коваленко, Б.М. Зайцев и др.; Под ред. В.П. Неганова. - М.: Недра, 1995. - 336 с.

3. А.С.620603 СССР, МКИ Е 21 С 41/02. Способ повторной разработки крутопадающих рудных залежей / В.А.Козлов, Л.Н.Потапов, Ю.Н.Попов, Ю.Д. Нечаев, А.В. Рашкин; Чи-

тинск.политех.ин-т.-2459860/22-03; заявл.

01.02.77; опубл.25.08.78, Бюл. № 31. - 4 с.

4. А.С.620603 СССР, МКИ Е 21 С 41/02. Способ повторной разработки крутопадающих рудных залежей / Ю.Д. Нечаев, В.А. Козлов, А.В. Рашкин, П.Б. Авдеев, Ю.Н. Попов, Ю.Ф. Гузеев; Читинск.политех.ин-т, Забайкальское производственное объединение «Забайкалзолот». -

2789950/22-03; заявл. 04.07.79; опубл. 23.04.81, Бюл. № 15. - 4 с.

— Коротко об авторах --------------------------------------------------------------

Авдеев П.Б. - доцент, кандидат технических наук, директор Г орного института Читинского государственного университета.