CC BY
60
© Х.И. Аглюков,
УДК 622. 831: 658.15 Х.И. Аглюков
ПОВЫШЕНИЕ ЭФФЕКТИВНОСТИ
ОТРАБОТКИ ЗАПАСОВ ОХРАННЫТХ ЦЕЛИКОВ
сновной фактор, влияющий на конкурентоспособность
уральского металла на внутреннем и мировом рынках -удаленность металлургических заводов от железорудной базы. Удельный вес транспортной составляющей в стоимости поставляемого на Урал из центра железорудного сырья превышает 50%, что в 1,5-2 раза выше, чем у западных и восточных конкурентов. Около 70% выплавляемого металла на Урале из привозного сырья. На долю Казахстана приходится около 30% поставок. В перспективе - без конструктивной политики поддержки развития металлургии Урала со стороны государства, он может потерять свою конкурентоспособность, как на внутреннем, так и на мировом рынках.
Особую роль играет развитие местной сырьевой базы не только железорудного, но и магнезиального сырья. Основным поставщиком магнезиального сырья в России является Саткинское месторождение магнезита - ОАО «Магнезит».
Объем добычи магнезиального сырья на Саткинском месторождении (2388 тыс. т в 1999 г.) превышает 99 % общих объемов добываемого в РФ магнезита, и эта тенденция сохранится в ближайшей перспективе.
Разработка месторождений и участков в настоящее
время более чем на 80% осуществляется открытым
способом. Однако суммарные
балансовые запасы существующих карьеров в настоящее время не превышает 30 млн т., перспективы сырьевой базы связаны с подземной добычей. В последние годы добыча магнезита подземным способом становится все более интенсивной.
Фактическая годовая производительность шахты за 2000 г. составляет - 300 тыс. т., при проектной - 2,4 млн т. В настоящее время в месяц добывается от 30 до 37 тыс. т.
Строительство шахты «Магнезитовая» началась в 1990 г. В шахтном поле около 150 млн т. магнезита категории В + Сі, в том числе первой очереди 35 млн т. Сметная стоимость строительства (в ценах 1991 г.) - 228 млн руб.
Находящийся поблизости Карагайский карьер
углубился ниже рудодобывающих горизонтов шахты. В 1995 г. шахту соединили с карьером штольней по горизонту 260 м, а в 1999 г. - по горизонту 180 м. В карьере построили перегрузочные склады магнезита, где осуществляется перегрузка на карьерный автотранспорт и далее транспортировка на поверхностные склады. Вскрытие шахты штольнями позволило начать добычные работы по окончании строительства клетьевого ствола.
Основная часть запасов шахтного поля № 1
расположена в охранной зоне реки Сатка, железной дороги МПС, металлургического завода (СМЗ) (рис. 1), шахтного поля № 2 (свыше 100 млн т), под городом Сатка. Это обстоятельство потребует применения систем разработок с закладкой выработанного пространства. Вместе с тем применение технологий с твердеющей закладкой при добыче малоценных руд существенно утяжеляет экономику, а в ряде случаев делает ее просто нерентабельной. Стационарный закладочный комплекс, к тому же в настоящее время еще не построен.
Первоначально добыча магнезита, как и предполагалось, была начата в опытно - промышленном блоке системами разработки с твердеющей закладкой. Для производства закладки был приобретен финский
2003
ТЕХНОЛОГИИ
бетонный узел с суточной производительностью 250-300 м3, но в ходе эксплуатации производительность комплекса по твердеющей закладке была значительно выше и достигла до 70-80 м3/час. Однако работы с твердеющей закладкой были остановлены из-за высокой стоимости твердеющей закладки, при расходе цемента до 200 кг/м3 (двухкомпонентная смесь). В качестве заполнителя - дробленый доломит фракции 0-5 мм. Практика использования такой закладки на Саткинском руднике показала неудовлетворительные
транспортабельные качества - систематическое расслоение смеси. Возникла потребность в еще более глубоком измельчении заполнителя.
Практика современной России свидетельствует о том, что доля энергозатрат в себестоимости конечной продукции ГОКов, разрабатывающих железорудные месторождения, в последние годы увеличилась примерно на 15%. Соотношение энергозатрат по цехам выглядит следующим образом: карьер - 8-10; обогатительная фабрика - 27-50; фабрика окомкования (окатыши) - 3040, хвостовое хозяйство и оборотное водоснабжение - 6 -20; прочие вспомогательные цеха - 8-10%. При этом энергоемкость разрушения руды в процессе ее добычи и переработки в расчете на 1 т составляет: в карьере - 0,7 -1,0; в дробильном цехе - 0,8-2,5 кВт час; на
обогатительной фабрике - 25-28 квт час. Себестоимость 1 т концентрата на железорудных ГОКах России в настоящее время достигает 10-14 долл. США, при этом 75-80% затрат, т.е. 8-10 долл. США приходится на дробление и измельчение руды [I].
Типовая схема дробления крупнообломочных скальных пород с часовой производительностью до 500600 т в этом случае предполагает четырехстадийное дробление. На первой стадии - ЩКД - 9 (1500х2100), мощность привода 250-270 кВт, на второй КСД - 2200 Гр., мощность привода 315 кВт; на третьей - две дробилки типа КСД - 2200, мощностью привода 250 кВт (дробление до фракции 0 - 20 и 0-15 мм.); на четвертой стадии три дробилки, из них одна типа КСМД - 2200 и две КМД - 2200, мощностью 250 кВт каждый. Суммарная мощность технологической линии более 2000 кВт. Удельная энергоемкость дробления около 3 кВт. ч/т.
Сметная стоимость дробилок типа КМД - 2200 - Д и КСД - 2200 Гр. с учетом монтажных работ 215 тыс. долл. США. Суммарная сметная стоимость дробильного комплекса ориентировочно 1 млн 200 тыс. долл. США. В целом же сметная стоимость закладочного комплекса не менее 2 млн долл. США.
Для повышения транспортабельности можно по опыту Норильского ГМК измельчать всю смесь в мельницах, но тогда энергоемкость 1 м3 возрастет дополнительно на 2025 кВт ч, а объем капиталовложений до 1 млн долл. США.
В настоящее время подземная добыча на месторождении осуществляется по рекомендациям ИГД МЧМ (Екатеринбург) камерными системами разработки с оставлением постоянных рудных целиков средних размеров 4х4; 4х5 м.
Добыча ведется в блоке № 1 на гор. +180 +260 м. Отработка запасов блока осуществляется послойно, камерами высотой 5 м. Камеры располагаются вкрест простирания залежи. Ширина камер 10 м, максимум - 12 м. Крепление кровли осуществляется штаговой крепью только по доломитам. На бурении используются самоходные финские буровые каретки «Миниматик». Одновременно обуривается забой площадью 50 м2 (5х10 м). Для оборки кровли используются самоходный полок с высотой стрелы до 12 м. На доставке руды до рудоспуска используют самоходные дизельные машины ЛК и ТОРО. Добыча магнезита, как и планировалось ранее, осуществляется строго селективно - по четырем сортам. В блоке 8 рудоспусков для перепуска руды
различных сортов на гор. + 180 м откуда она
транспортируется электровозами в вагонетках до
штольни. Далее транспорт руды осуществляется
карьерными БелАЗами по Карагайскому карьеру до ДОФ
2.
Ряд камер отрабатывается с удвоенной высотой в две ступени. Сначала отбивается и магазинируется руда в нижней части на высоту 5 м, затем с поверхности магазина отрабатывается еще камера высотой 5 м. После отгрузки руды из такой удвоенной по высоте камеры
Рис. 1. Охранный целик шахтного поля №1
высота отработанного пространства перед закладкой достигает 10 м.
Выработанное пространство отсыпается дроблеными доломитами фракции минус 150 мм, а так же хвостами обогатительной фабрики ДОФ-2. Причем содержание магнезита в хвостах более 40 %, что является весьма благоприятным фактором снижения засорения магнезита
Таблица 1
ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ УПЛОТНЕНИЯ СКАЛЬНЫХ ПОРОД, М3/Ч
при добыче.
Закладочный материал транспортируется в думкарах с ДОФ-2 карьерным электротранспортом и перепускается по закладочному восстающему № 1 на гор. +350 м, далее горизонтальными конвейерами - до панельного закладочного восстающего № 2, из которого
осуществляется загрузка МоАЗа - 7405 и
транспортировка по уклону с заездом на подэтажи и разгрузкой в камерах. Один МоАЗ грузоподъемностью 20 т полностью обеспечивает потребный годовой объем транспортировки закладочного материала.
Система разработки с сухой породной закладкой достаточно эффективна: низкий объем ГПНР - до 20 м3/1000 т; низкая себестоимость добычи - не более 360 руб./т; для сравнения себестоимость на Карагайском карьере - свыше 400 руб/т (большая глубина карьера > 300 м).
Основной недостаток технологии - потери в целиках - не менее 25 % (факт достигает 30 %). Даже в случае перехода на технологию со сплошной твердеющей закладкой решить проблему послойной выемки целиков второй очереди проблематично. Практика
свидетельствует, что устойчивый пролет обнажений не должен превышать 10-12 м при наличии естественных рудных опор.
Поскольку целики второй очереди не представляется возможным отрабатывать высокими камерами из-за необходимости селективной выемки, а отрабатывать послойно - камерами высотой 5 м недопустимо с точки зрения устойчивости. Подсеченная с двух боковых сторон консоль магнезита склона к внезапному обрушению.
Проблему эффективной отработки последующих блоков месторождения можно решить с переходом на технологию с уплотненной закладкой со сплошной отработкой. При этой технологии предполагается отсыпка выработанного пространства сухой породной закладкой с последующим динамическим
механизированным уплотнением.
При уплотнении отсыпанного отвального доломита наиболее эффективны виброуплотнители типа «Торнадо С - 180» (Италия) и «Bomag» BW 219 DH - 3, BW 219 PDM - 3 (Германия) с рабочей массой 18,4; 19,22 и 19,56 т соответственно. Эти катки достаточно эффективны при уплотнении тяжелых скальных пород. В г. Магнитогорске они широко используются АО «Южуралавтобан» при строительстве дорог. Отсыпка большинства строящихся дорог в районе города осуществляется отвальными доменными шлаками. По прочностным характеристикам, наличию крупных фракций (200-400 мм) до 25% и более
доменные шлаки и отвальные доломиты достаточно схожи, но по количеству мелкой фракции существуют определенные отличия. В отвальных доменных шлаках содержание фракции - 10 мм на 100-200% больше, чем в отвалных доломитах. При отсыпке дорожного полотна используются «естественные» - не подготовленные по грансоставу отвальные шлаки. Отгрузка осуществляется непосредственно из отвалов. Толщина отсыпки перед очередным уплотнением не превышает 60 см, что соответствует наиболее оптимальному варианту уплотнения. При увеличении толщины уплотняемого слоя удельная энергоемкость процесса возрастает. При такой технологии достигается достаточно высокая плотность укладки дорожного полотна.
Так, по данным геодезических наблюдений за годовой период усадка отсыпанного уплотненного полотна толщиной 10 м (в районе железнодорожного переезда) не превысила 10 мм. Исследование остаточной пустотности, произведенные изотопным плотномером «Тгохіег - 3440» показали, что пустотность не превышает 10 %.
Стоимость виброуплотнителей порядка 200 тыс. долл. США. Суммарная стоимость парка самоходных машин не превышает 1,5 млн долл. США. Производительность виброуплотнителей достаточно высокая и колеблется в широких пределах (см. табл.). Учитывая незначительные расстояния в блоке между забоями и сравнительно небольшие потери времени, связанные с перемещением, один виброуплотнитель в состоянии обеспечить годовую потребность работ по уплотнению.
Даже если принять минимальную производительность виброуплотнителя 740 м3/час, уплотненная площадь забоя 619 м2/час (восемь проходов по слою, максимальная плотность искусственного массива), время на уплотнение одного забоя не превысит двух часов.
Поскольку рудник спроектирован на годовую производственную мощность 2,4 млн т. с дизельным самоходным оборудованием, то дополнительные проблемы с вентиляцией отсутствуют.
Фактическая производительность уплотнения, м3/час:
„ (0,75 • L-V • S)
Р = —-----------------, (1)
где L - ширина уплотняемого слоя, (2,13 м); V -рабочая скорость, (м / ч); S - толщина уплотняемого слоя (м); Р - количество проходов в одну сторону (назад или вперед); 0,75 - переводной коэффициент как поправка на 10-и процентное перекрытие соседних полос и фактическое время работы 50 мин. в ч.
Себестоимость работ 1 маш. х ч. виброуплотнителя -около 450 руб., бульдозера - 180 руб. Эксплуатационные затраты на планировку и уплотнение 1 м3 искусственного массива не превышает 1 руб. (без затрат на доставку).
Разработанная автором система разработки с породной закладкой представлена на рис. 2. Очистные заходки располагаются вкрест простирания залежи. Высота отбиваемого слоя 3 м. Высота заходки после отработки слоя 8 м. После чего начинается послойная отсыпка 20 тонными автосамосвалами МоАЗ 7408, толщиной до 0,8 м, с последующим виброуплотнением. Слой отсыпается и уплотняется высотой 5 м с оставлением недозаложенного пространства 3 м. Ширина слоя 10 м. Длина блока 150-200 м, между бокового целика 10 м. Транспортный уклон располагается в нем. Высота этажа 80 м, МЭЦ- 7 м. С целью повышения устойчивости подработанной рудной консоли целесообразно боковым плоскостям забоя придать угол наклона больше 900 на 15-20. Это позволит «расклинить» рудную консоль с помощью уплотненной закладки. Для создания устойчивости закладки в вертикальной плоскости необходимо одну сторону слоя на ширину до 4 м отсыпать с одновременной пропиткой твердеющей смесью. Твердеющую закладку можно также транспортировать МоАЗом. Целесообразно подавать жесткую твердеющую закладку; отсыпать, планировать и затем уплотнять. Расход твердеющей закладки при этом не превысит 10 % объема искусственного массива.
Последний слой в камере на высоту 3 м остается незаложенным. Однако эта недозакладка не оказывает какого-либо влияния на деформации пород висячего блока. По данным расчетов разработанная технология практически полностью исключает сдвижение вмещающих пород и позволяет подрабатывать объекты самой высокой категории охраны - первой, которые имеют незначительное место среди объектов 1-й очереди шахтного поля т 1 (промплощадка СМЗ), но объекты
шахтного поля второй очереди более чем на половину представлены данной группой.
По данным исследований [2] искусственный массив, возводимый по традиционной технологии, начинает «работать» как несущий элемент при достижении параметров подработки в лучшем случае 50 м. Коэффициент концентрации напряжений в искусственном массиве при сплошной выемке равен единице при достижении подработки от 50 до 100 м (деформации искусственного массива 1-6 %
соответственно). В действительности же эти размеры достигают 300 и более метров. Так, по данным натурных наблюдений на руднике «Маяк» (1971-1978 гг.) процесс оседания подработанной толщи развивался до тех пор пока размеры подработки не достигли 200 м при глубине отрабатываемой залежи 200-220 м. При этом, максимальное удельное давление по данным исследований ВНИМИ в центре искусственного массива составило не более 0,3 уН. По сути, закладочный массив не является полноценным несущим элементом, способным разгрузить опорные зоны. Это было обусловлено не столько деформированием закладки, сколько наличием недозаложенного выработанного пространства. Такая же тенденция прослеживалась при доработке запасов охранного целика слоя шахты системами с твердеющей закладкой на Миндякском руднике, где инструментальные наблюдения проводились около 10 лет с участием автора [З].
Разработанная же технология имеет еще и то серьезное преимущество, что породная закладка буквально забивается в выработанное пространство и сразу же подпирает висячий блок. И начинает работать как несущий элемент.
Так, центробежная сила развиваемая Торнадо С-180 при малой амплитуде (29,1 Гц) - 245 кН, при большой (26,6 Гц) - 323 кН.
«Забитая» породная закладка уже обладает столь высокой плотностью укладки, что ее деформирование под давлением налегающей толщи исключается, а недозакладка отсутствует. Тем
Таблица 2
Вариант погашения Капиталовложения. млн долл США Эксплуатационные издержки, млн руб.
Материальные Эксплуат ация парка самоход. машин
Заклад очный комплекс Технолог. самоход. оборудование Цем ент Энергия на дробление + измельч., трубопров., трансп.
Первый. С твердеющей закладкой, один комплекс на поверхности 2,0 1,2 70 15 10
Второй. 0,2 1,2 - 0,2 20
Таблица 3
ОСНОВНЫЕ ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПО ВАРИАНТАМ ПОГАШЕНИЯ
Вариан т погашения Капиталое мкость закладочных работ, руб./м3 Эксплуат ационные издержки, млн руб. Себестоимо сть 1 м3 искус. массива, руб. Потери магнезита, % Ущерб от потерь, млн руб. (год) Приведенные издержки за 7- летний период, млн руб.
1.1. Первый 198 250 270 45 4 940
самым рудный массив и оставшиеся целики не являются элементами концентрации напряжений.
Создаются идеальные условия с точки зрения управления горным давлением.
Математическое моделирование методом конечных элементов подтвердило отсутствие, сколь - либо заметного прироста концентрации напряжений в целиках по мере развития фронта горных работ. По-видимому, это позволит в дальнейшем отказаться от оставления широких панельных целиков и сократить потери. А в силу того, что технология не затрагивает качество добываемого магнезита (вернее, ее влияние проявляется практически в равной
мере), то нет смысла рассматривать в качестве критерия чистую текущую стоимость проекта.
Уравнение целевой функции будет иметь вид:
п
L = Е К + Сг ^ min, (2)
I=1
где L - приведенные затраты, млн руб.; К -капиталовложения за \ период планирования на погашение выработанного пространства, млн руб.; \ - интервал планирования, год; п - период проведения расчетов, 7 лет.
В качестве ограничений при построении экономикоматематической модели выступает система неравенств, имеющих вид:
Рис. 2. Вертикальная проекция по блоку: 1 - МБЦ;
2 - транспортный уклон; 3 - самоходная буровая установка;
4 - виброкаток; 5 - виброспуски;
уплотненная породная+твердеющая закладка
уплотненная породная закладка
магнезит
У а11х1 < , і =1,2,....п,
4 3 1 5 5 5 5
У=1
(3)
где, а і j - норма расхода і - го производственного ресурса на погашение 1 м3 выработанного пространства; Wi - запасы і - го производственного ресурса за рассматриваемый отрезок времени.
Объединяя уравнение целевой функции и систему ограничений в единую, получим линейную экономикоматематическую модель:
L = У К + С■ ^ тіп,
11
3=1
(4)
1У,а„хІ < К,
3 =1
Xі > 0, У =1,2, п.
Расчеты произведены на годовой объем закладочных работ 0,5 млн м3. Норма расхода основных ресурсов: цемента - до 200 кг/м3; один трубопровод на - 2 млн м3 твердеющей закладки.
Сумма дисконтированных денежных оттоков за 7летний интервал планирования (общий объем закладочных работ 3,5 млн м3):
г К, + С, К2 + С2 К7 + С7
L = —---------1 + —2-----V +.........+ —7------V,
1 + ЯБ (1 + ЯП)2 (1 + ЯП)7
(5)
где RD - ставка дисконтирования, принята в размере ставки рефинансирования ЦБ РФ минус 10 - 15 % пунктов - 20 % годовых.
Объемом затрат при сравнении приняты места возникновения затрат: закладочный комплекс, транспорт закладки к выработанному пространству, укладка и уплотнения. Результаты расчетов представлены в табл. 2.,
3.
2. Выводы
1. Разработанная технология погашения
выработанного пространства на Саткинском месторождении магнезита позволяет отказаться от традиционного мощного закладочного комплекса и предполагает эксплуатацию парка самоходных машин в комплексе с дорожным виброуплотнением для уплотнения скальных отвальных доломитов. Объем капиталовложений по новой технологии на 50 % ниже по сравнению с технологией с твердеющей закладкой.
2. Качество возведенного искусственного массива по деформационным свойствам превышает традиционное, возведенное из твердеющих смесей, при этом значительно упрощается технологическая цепочка, повышается гибкость процесса, сокращаются эксплуатационные издержки в части материалов и энергетических ресурсов. Из технологической цепочки исключаются процессы дробления и измельчения отвального доломита. Только за счет этого экономия энергозатрат до 30 кВтч/м3 закладки.
3. Структура эксплуатационных издержек по разработанной технологии закладки в принципе незначительно отличается от существующей на шахте «Магнезитовая». Предполагается некоторое увеличение эксплуатационных издержек, примерно на 15%, обусловленное вовлечением в процесс твердеющей смеси. Но в качественном отношении это проявляется: в высокой плотности массива (в настоящее время это сыпучий материал «укатанный» шинами), устойчивости вертикальных обнажении, позволяющих осуществлять сплошную выемку запасов магнезита.
Увеличение издержек по новой технологии позволит:
• исключить потери магнезита в целиках;
• вести горные работы с высокой степенью надежности под объектами высшей категорией охраны;
• исключить развитие концентрации напряжений в опорных зонах и создать благоприятные условия проведения горных выработок, работ по мере углубления и развития фронта добычных работ.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Гончаров С.А., Клюка Ф.И. Пути снижения энергозатрат при разработке железорудных месторождений. /Г орный журнал -№ 7. -1999. -С. 4-6.
2. Бронников Д.М., Замесов Н.Ф., Богданов Г.И. Разработка руд на больших глубинах. - М.:, Недра, - №2., -с.292.
3. Аглюков Х.И. Повторная отработка охранного целика. /Горный журнал. - № 5. -1999, - с. 28-30.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Аглюков Х.И. — кандидат технических наук, Московский государственный технический университет.
