Рациональные схемы вскрытия подземного рудника с использованием выработанного карьерного пространства (на примере Коашвинского месторождения ОАО «Апатит»)

Демидов Ю.В.; Леонтьев А.А.; Кравцов А.В.; Рыжков А.Н.

ли

Рис. 2. Стенд физического моделирования на начальной стадии эксперимента

При заполнении всего объема модели блока перегородки извлекаются для обеспечения взаимодействия материала в соседних секциях, Поверх дифференцированного по цвету материала засыпается неокрашенный материал, имеющий более крупный размер гранул (4-5 мм.) для имитации обрушенных пород. Выпуск материала из каждой секции в мерную емкость ведется одинаковыми дозами, в последовательности заданной компьютерной программой. В каждой выпущенной дозе производится подсчет неокрашенных и окрашенных в разные цвета гранул. В конце каждой серии выпуска оценивается среднее значение примесей.

По результатам моделирования можно сделать вывод, что уменьшение содержания полезного компонента руды в дозе выпуска происходит равномерно по всей длине блока за счет разубоживания. Влияние примесей из со-

седних секций на изменение содержания полезного компонента не рассматривалось, из-за отсутствия таковых или их минимального количества в дозе выпуска. Это объясняется отсутствием взаимодействия эллипсоидов выпуска в соседних секциях.

Изменение среднего содержания полезных компонентов в рудопотоке из блока отражено на итоговой кривой изменения качества материала, т. е. разубоживания (рис. 3.).

При отсутствии внештатных ситуаций (т. е. прекращении работы одной или нескольких дучек) среднее содержание полезного компонента в одном цикле будет поддерживаться на всем протяжении выпуска за счет организации доставочных работ, в соответствии с предлагаемой компьютерной программой. Если работа одной или нескольких дучек будет остановлена, то необходимо изменить исходные данные, используемые программой и реорганизовать работу погрузо-доставочного оборудования в соответствии с ее рекомендациями.

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

Богуславский Э.И., Усыпко Ф.С., Демидов КВ., Ларионов С.К. — Санкт-Петербургский государственный горный институт (технический университет).

УДК 622.272:622.271

2005

Ю.В. Демидов, A.A. Леонтьев, A.B. Кравцов, А.Н. Рыжков

РАЦИОНАЛЬНЫЕ СХЕМЫ ВСКРЫТИЯ ПОДЗЕМНОГО РУДНИКА С ИСПОЛЬЗОВАНИЕМ ВЫРАБОТАННОГО КАРЬЕРНОГО ПРОСТРАНСТВА (НА ПРИМЕРЕ КОАШВИНСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ОАО «АПАТИТ»)

Семинар № 13

1ТЛ оашвинское месторождение входит в

XV состав месторождений Хибинского щелочного массива и расположено в 20 км к востоку от г. Кировска в районе горы Коашва и долины реки Вуоннемйок. Месторождение включает 8 основных и 7 мелких рудных тел. Залегание основных рудных тел - субпарал-лельное. Длина по простиранию рудных тел изменяется от нескольких сот метров до 3 км, по падению от нескольких десятков метров до 2 км. Нижняя отметка залежи -1180 м. Абсолютные отметки рельефа находятся в пределах +200 - +900 м. Мощность рудных тел изменяется от 15 до 80 м, прослоев уртитов - от 8-10 до 150-160 м. Средняя горизонтальная площадь рудных тел равна 43 тыс. м2. Угол падения находится в пределах 20-45°.

Средние содержания компонентов в балансовых запасах апатит-нефелиновых руд в целом по месторождению составляют: Р205 -16,62 %, ТЮ2 - 2,78 %, А1203 общ. - 12,14 %, Ыа20 - 6,48 %, К20 - 2,96 %, БгО - 1,56 %, ТЯ203 - 0,41 %, Е - 1,28 %, ЯЬ20 - 63,7 г/т, С820 - 0,22 г/т.

Разработка месторождения открытым способом ведется с 1978 года. По предварительным данным института Гипроруда граничная отметка дна карьера составит -124 м, запасы -около 100 млн т руды. Коэффициент вскрыши равен 8.45 м3/м3. При проектной производительности карьера 4 млн т/год отработка запасов будет завершена к 2027-29 году. Подземную отработку месторождения планировалось начать после завершения открытых горных работ.

Существующие решения по освоению Ко-ашвинского месторождения связаны с большим объемом горно-капитальных работ на первом этапе строительства при сравнительно небольшой производительности подземного рудника до 2027 года, что приводит к низкой эффективности использования капитальных вложений. Имеющиеся технические решения не предусматривают совместного использова-

ния подземных выработок и карьерного транспорта руды на различных этапах развития работ. В связи с этим, потребовалось проведение дополнительных исследований для повышения эффективности совместной отработки Коаш-винского месторождения открытым и подземным способами, которые включали:

• обоснование места расположения и типа основных вскрывающих выработок, порядка развития работ в прибортовой и под-карьерной части месторождения;

• разработку временной схемы проветривания на период отработки прибортовых запасов месторождения;

• составление календарного плана строительства и отработки Коашвинского месторождения карьером и подземным рудником на различных этапах освоения;

• разработку вариантов систем разработки с обрушением и с открытым очистным пространством с рудной подготовкой и утилизацией породы проходки в отработанных пустотах.

В основу выбора рациональной схемы вскрытия запасов месторождения, на наш взгляд, должны быть положены следующие принципы:

1. Поэтапное освоение месторождения комбинированным и подземным способами;

2. Минимальные затраты на горнокапитальные работы с рациональными, согласованными с 1 этапом отработки сроками строительства главных вскрывающих выработок;

3. Возможность выдачи руды с нижних горизонтов карьера через подземные выработки;

4. Выдача на поверхность воды из карьерного пространства в процессе эксплуатации по подземным коммуникациям;

5. Расположение выработок выдачного комплекса руды вблизи центра тяжести запасов подземного рудника для минимизации транспортных затрат;

6. Обеспечение доставки крупногабаритного горного и дробильного оборудования на все эксплуатационные горизонты подземного рудника.

Для реализации вышеперечисленных принципов и ускорения ввода в эксплуатацию подземного рудника предложено осуществить вскрытие западного участка месторождения по временной схеме вентиляции за счет проходки вентиляционного восстающего и штолен в юго-западном борту карьера. При этом здание для вентиляторно-калориферной установки возводится на берме карьера.

Для подкарьерных запасов месторождения предложены два варианта вскрытия с использованием выработанного карьерного пространства:

1. С наклонным конвейерным стволом, Главным стволом и автосъездом, пройденными с рабочей площадки карьера, что позволяет осуществить строительство комплекса для выдачи карьерной руды за 5 лет;

2. С Главным стволом, расположенным за пределами южного борта карьера в районе перегрузочного склада руды, Вспомогательным стволом и автосъездом, пройденными с бермы карьера (рис. 1).

Весьма стесненные условия на площадке между бортом карьера и перегрузочным складом руды затрудняют реализацию 1 варианта вскрытия. В связи с этим для проектных работ принят вариант вскрытия 2, который включает проходку: вентиляционного ствола в районе

разреза 21, Главного ствола, расположенного за пределами южного борта карьера в районе перегрузочного склада руды, Вспомогательного ствола и автосъезда, проходимых с бермы карьера на отметке +170 м и системы рудоспусков на концентрационные горизонты подземного рудника (рис. 1).

Отличие данного варианта от варианта 1 заключается в изменении схемы выдачи руды. При этом варианте появляется возможность осуществить отработку всех запасов подземного рудника и часть запасов нижних горизонтов карьера на один подземный дробильный комплекс, расположенный ниже отметки -280 м в районе Главного или Вспомогательного ствола.

При размещении комплекса подземного дробления в районе Вспомогательного ствола на уровне отметки -350 м проходится квершлаг, который оборудуется конвейером для доставки дробленой руды в дозаторную камеру. При этом отпадает необходимость в проходке транспортных квершлагов на отметках ±0, -100, -200, -290 м и сокращается длина откатки на этих горизонтах, что позволит несколько снизить эксплуатационные расходы при подземной добыче руды. Кроме того, если конвейерную выработку пройти под углом 12°, то глубину Главного ствола можно уменьшить на 130 м. Главный ствол оборудуется бункера-

Рис 1. Схема вскрытия подземного рудника с использованием выработанного карьерного пространства (вариант 2)

ми для погрузки руды в думпкары.

Подготовка рудного поля при отработке подкарьерных запасов производится откаточными концентрационными горизонтами, располагаемыми на отметках ±0 м, -100 м, -200 м, -290 м. Учитывая значительную протяженность рудного поля (более 3 км) на концентрационных горизонтах принимается электровозная откатка руды.

Горизонты подготавливаются по кольцевой схеме в составе Южного и Северного откаточных штреков и погрузочных ортов, расположенных через 100 мпо горизонтали. Из погрузочных ортов проходятся рудоспуски на эксплуатационные подэтажные горизонты. В висячем боку рудной залежи проходится вентиляционно-сборочный штрек и серия вентиляционных восстающих для выдачи исходящей струи.

Подземную отработку месторождения предложено осуществлять двумя вариантами системы разработки. Отработка запасов выше дна карьера производится вариантом с открытым очистным пространством. Ниже дна карьера на участках рудных тел мощностью более 40 м целесообразно использовать вариант системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды. При этом выемка должна начинаться со стороны висячего бока с целью обязательного обрушения борта карьера для образования породной подушки над отрабатываемым рудным массивом. Высота подэтажа принята в размере 20 м как наиболее эффективная с точки зрения полноты извлечения руды и расходов на ГПР. Расстояние между буро-доставочными выработками равно 18.0 м, между погрузочными заездами - 15.0 м. Расход ГПР на 1000т отбиваемых запасов ориентировочно составит: для системы с открытым очи-

стным пространством - 4,0 м/1000 т; для системы подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды - 4,6 м/1000 т.

Бурение скважин и доставка руды осуществляется с использованием самоходного оборудования (Симба, Торо) при электровозной откатке руды к стволу по основным горизонтам.

В результате расчетов установлено, что для усредненных горно-геологических условий месторождения при мощности рудных тел 20-40 м и угле падения 35 градусов потери отбитой руды для систем разработки с открытым очистным пространством составляют 5-8 % при разубоживании 11-15 %. Использование систем разработки с обрушением и торцевым выпуском руды при выемке рудных тел мощностью менее 20-25 м не представляется возможным в связи с высокими потерями (более 50 %). С увеличением мощности до 30-40 м потери снижаются соответственно до 30 и 15 % при разубоживании 15-20 %.

Для сокращения затрат на выдачу породы от проходки выработок предусматривается ее размещение в смежных отработанных камерах после начала очистной выемки. Возможен также вариант первоочередной отработки очистных камер в одиночных рудных телах после проходки участка южного штрека и воздухоподающего квершлага для складирования в них породы от горно-подготовительных работ на горизонте.

Учитывая состояние рудно-сырьевой базы ОАО «Апатит» необходимо исходить из условия сохранения уровня добычи руды на Коаш-

Рис. 2. Календарный план развития работ по добыче руды Коашвинским карьером и подземным рудником, обеспечивающий производительность 5 млн т/год

Годы

винском месторождении в объеме 5 млн т/год на длительную перспективу. Для предотвращения спада производства в 2029-2038 гг. необходимо начать отработку подкарьерных запасов до окончания работ в карьере. Как видно из рис. 2 очистные работы в подкарьерной части месторождения следует начать в 2020 г. Это предусмотрено графиком строительства подземного рудника, который позволяет уже к 2021 году производить выдачу подземной руды на поверхность через основные вскрывающие выработки. При этом отработка руды на карьере может быть продлена до 2036 г с некоторым снижением объемов добычи до 2 млн т/год, на-

чиная с 2028 года. Использование варианта системы разработки с открытым очистным пространством с подэтажной отбойкой и траншейным выпуском руды позволит начать отработку подкарьерных запасов до окончания работ в карьере. Предложенная стратегия предусматривает достижение производительности рудника 5.0 млн т/год к 2014 году с удержанием ее на длительный период времени. На основании проведенных исследований разработан регламент, который принят институтом «Ги-проруда» для составления проекта «Реконструкции Коашвинского рудника» с производственной мощностью 5.0 млн т/год.

— Коротко об авторах —

Демидов Ю.В. - доктор технических наук, Леонтьев A.A. - кандидат технических наук, Горный институт КНЦ РАН,

Кравцов A.B. - горный инженер ыжков А.Н. - горный инженер,

ОАО «Апатит»

------------------------------------- ДИССЕРТАЦИИ

ТЕКУЩАЯ ИНФОРМАЦИЯ О ЗАЩИТАХ ДИССЕРТАЦИЙ ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ И СМЕЖНЫМ ВОПРОСАМ

Автор Название работы Специальность Ученая степень

ОАО НПО «БУРЕНИЕ»

ГРИНЬКО Юрий Вячеславович Разработка комплексных реагентов-компаундов для цементирования продуктивных пластов 25.00.15 к.т.н.

И.Л. Громова, В.А. Штирц,

2005

УДК 622.831

А.А. Еременко, В.М. Серяков, В.А. Еременко, A.B. Пестерев, И.Л. Громова, В.А. Штирц

Похожие темы научных работ по энергетике и рациональному природопользованию , автор научной работы — Демидов Ю. В., Леонтьев А. А., Кравцов А. В., Рыжков А. Н.