Маркшейдерские работы на земной поверхности. Часть 2

Страницы 1 2 3 4

---

3.1.1 Производительность, срок существования и режим работы карьера

 

«Техническим заданием на разработку проектной документации расчетная мощность предприятия по добыче руды определена в объеме 1000 тыс. т» [1].

Предпроектными разработками объем годовой добычи руды оценивался на уровне 400 — 600 тыс. т.

«Производительность карьера по вскрыше в течение всего периода эксплуатации должна обеспечивать стабильную производительность по руде и неснижаемый норматив подготовленных запасов» [1].

Производительность карьера по руде по горнотехническим условиям определяется по формуле

А_г = h_г·S·η₀  (1+r₀)·γ = 20·12080·1,060·1·3,7 = 948 тыс.т. (1000 тыс. т.),  (2.1)

 

где    h_г — среднегодовое понижение добычных работ в карьере, м;

S – средняя площадь рудного тела в пределах карьера, м²;

η₀ – коэффициент извлечения руды, д. ед.;

r₀ – коэффициент весового разубоживания руды, д. ед.;

γ –объемный вес полиметаллических руд, т/м³.

 

Среднегодовое понижение добычных работ определяется по формуле

 

h_г = h_б+Δh = 19+1= 20 м/год,                                                   (2.2)

 

где      h_б – базовая среднегодовая скорость понижения добычных работ,

м/год;

Δh – поправка при автомобильном транспорте, м/год.

 

В проектируемом карьере возможно достижение мощности по добыче руды в объеме 1000 тыс. т. при весьма интенсивном понижении горных работ.

При среднем коэффициенте вскрыши в границах карьера 1,94 м³/т и среднеэксплуатационном коэффициенте вскрыши (без объемов ГКР) 1,55 м³/т необходимо в период эксплуатации карьера выполнять ежегодно минимум
1500 тыс. м³ вскрышных работ, что обеспечит норматив подготовленных запасов и безопасные условия труда.

Поскольку после отработки карьера вводится в эксплуатацию подземный рудник, то производительность карьера по добыче руды определяется без учета минимального срока его существования.

Таким образом, в период нормальной эксплуатации карьера проектной документацией принимаются следующие объемы горных работ:

— добыча руды                                                    1000 тыс. т.;

— объем вскрышных работ                                 1500 тыс. м³;

— объем горной массы                                        1770 тыс. м³;

— эксплуатационный коэффициент вскрыши     1,5 м³/т.

«Срок существования карьера с учетом периода строительства составит семь лет, в том числе три года с проектной мощностью. Несмотря на весьма небольшой срок существования, карьер позволит отработать верхнюю часть месторождения (около 30 % запасов) с максимальной экономической эффективностью и в кратчайшие сроки ввести предприятие в эксплуатацию. За этот период планируется построить подземный рудник, на что потребуется не менее четырех лет» [1].

Режим работы карьера:

— количество рабочих дней в год — 340;

— количество рабочих дней в неделю — 7;

— количество смен в сутки — 2;

— продолжительность смены, час — 12.

С целью снижения капитальных вложений в строительство предприятия и в связи с отсутствием в районе резервов рабочей силы (как специалистов, так и рабочих), планируется применить вахтовый метод организации труда.

Согласно ст. 94 ТК РФ «Коллективным договором может быть предусмотрено увеличение продолжительности ежедневной работы (смены) по сравнению с продолжительностью ежедневной работы (смены), установленной частью второй настоящей статьи для работников, занятых на работах с вредными и (или) опасными условиями труда, при условии соблюдения предельной еженедельной продолжительности рабочего времени (часть первая статьи 92 настоящего Кодекса — не более 36 часов в неделю) и гигиенических нормативов условий труда, установленных федеральными законами и иными нормативными правовыми актами Российской Федерации».

До начала работ администрация Кызыл-Таштыгского ГОКа должна согласовать с республиканским Комитетом Профсоюзов Тывы длительность вахтового периода по каждому виду работ и совместно с республиканским Комитетом Профсоюзов Тывы способствовать образованию первичной профсоюзной организации Кызыл-Таштыгского ГОКа.

Вахтовый метод организуется по специальному режиму труда при суммированном учете рабочего времени, а межвахтовый отдых предоставляется в местах постоянного жительства, с оплатой проезда до постоянного места жительства.

 

• Вскрытие. Система разработки

Вскрытие месторождений, разрабатываемых открытым способом, определяется, главным образом, рельефом местности, размерами карьера в плане и на глубину, грузооборотом карьера и его разделением на грузопотоки, элементами залегания рудного тела и видом применяемого транспорта для перевозки объемов горной массы.

В условиях Кызыл-Таштыгского месторождения из-за малых размеров карьера и, соответственно, объемов горных работ для перевозки горной массы предусматривается применение автомобильного транспорта.

Проектные проработки определили невозможность вскрытия каждого рабочего горизонта нагорной части карьера внешней траншеей из-за сложного рельефа местности. Внешние автодороги (съезды № 7, 8, 9) подходят к границе карьера с северо-восточной стороны на отметках 1656, 1646, 1636 м. Рабочие горизонты в этих отметках вскрываются с соответствующих съездов внутренними траншеями. Для вскрытия вышележащих горизонтов проходится временный петлевой автомобильный съезд, продолжающий съезд № 7. Временный съезд проходится в пределах границ карьера на период проведения ГКР и обеспечивает транспортную связь рабочих горизонтов карьера с внешними отвалами в отметках 1806-1656 м. Рабочие горизонты вскрываются с соответствующих отметок временного съезда внутренними траншеями. По мере понижения горных работ временный съезд срабатывается. Ширина съезда составляет 15 м, уклон съезда –60 ‰.

Вскрытие нижней (глубинной) части карьера в отметках 1606-1556 м предусматривается внешней траншеей, которая проходится с отметки 1606 м на поверхности на отметку 1596 м карьера, затем переходит в петлевой съезд до отметки 1556 м. В связи с ограниченными размерами глубинной части карьера ширина внешней траншеи и внутреннего петлевого съезда принимается: в отметках 1606-1566 м -15 м, что предполагает двухстороннее движение автотранспорта, в отметках 1566-1556 м шириной 11 м для одностороннего движения. Уклон внешней траншеи и съезда принимается 80 ‰. Общая протяженность съезда в отметках 1596-1556 м составляет 580 м. На каждом горизонте устраиваются горизонтальные площадки примыкания (длиной 20 м) карьерных дорог к петлевому съезду.

Все рудные залежи Кызыл-Таштыгского месторождения в пределах установленных границ открытых работ характеризуются сложным строением и переменным содержанием металла в руде, изменяющимся, как в плане, так и по глубине залегания. Кроме того, выделяются полиметаллические руды, утвержденные ГКЗ СССР, как забалансовые и предназначенные к складированию в спецотвал. Также в специальном отвале предусматривается складирование серно-колчеданных руд, запасы руды по которым утверждены ГКЗ СССР, как балансовые.

По условиям залегания рудных залежей и физико-механическим свойствам руды для разработки данного месторождения применяется транспортная система разработки.

В связи со сложными геологическими условиями залегания рудных тел (колебания мощности рудных тел от 2,2 до 19,8 м, углов падения рудных тел от 41^◦ до 112^◦), добычу руды рекомендуется вести только пятиметровыми уступами.

Проектной документацией предусматривается использование на выемочно-погрузочных работах в карьере: на добыче – экскаватор типа Bonny 460-6, наибольшая высота копания  (h_коп.max)– 9,236 м; на вскрыше – экскаватор типа Bonny 650-6, наибольшая высота копания – 9,52 м. Расчет допустимой высоты забоев производится по методике, приведенной в техническом издании «Выемочно-погрузочные работы на карьерах», Ю.И.Беляков, М.,»Недра», 1987 г.

По конструктивной схеме мехлопаты с гидроприводом не могут реализовать максимальную кинематическую высоту копания (h_коп.max), указанную в технической характеристике экскаватора, при отработке забоя и уступа с заданным углом откоса (α=65÷70°). Непосредственно в контакте с забоем ковш мехлопаты с гидроприводом может находиться на высоте, равной h’_коп.max =(0,65-0,75) h_коп.max.  Эта величина называется приведенной высотой копания экскаватора и соответствует максимальной высоте забоя и уступа (Н_max) при отработке мягких и плотных пород.

В соответствии с классификацией взорванных горных пород, приведенной в вышеназванном издании, взорванная масса месторождения относится к связносыпучей и сыпучей (коэффициент разрыхления 1,3-1,6). Согласно ПБ 03-498-02 (п. 50) для связносыпучей и сыпучей взорванной массы превышение Н_max над h’_коп.max  должно быть не более чем в 1,5 раза. В таблице №3.4 — приводятся результаты выполненных расчетов.

Таблица №3.4

Расчет высоты уступа

 

Автопогрузчик типа Komatsu WA 600-3 используется на усреднительном складе, где высота штабеля не превышает 5 м.

Стабилизация качества перерабатываемых на ОФ полиметаллических руд предусматривается на промежуточном усреднительном складе 10-суточной емкости.

Таблица №3.5

Параметры вскрытия и системы разработки

 

 

Рисунок №3.2- Конструкция поперечного профиля капитального съезда

3.1.3 Потери и разубоживание. Эксплуатационные запасы

«В 2011 году институтом ОАО «Сибцветметниипроект» были разработаны и согласованы с ЦКР-ТПИ Роснедр изменения и дополнения к проектной документации 2008 года, выпущенные дополнительным томом. В составе тома были рассчитаны потери и разубоживание руды для каждой  выемочной единицы для открытых горных работ. ЦКР-ТПИ Роснедр были согласованы полученные значения потерь и разубоживания руды, соответственно, 3 % и 8,5 %.» [1].

«В связи с этим, проектной документацией расчет потерь и разубоживания, выполненный в 2011 году принимается без изменений» [1].

Так как  Кызыл-Таштыгское месторождение является полиметаллическим, для учета попутных полезных компонентов был произведен перевод их в условный цинк.

Общекарьерные потери проектом не предусматриваются.

В соответствии с «Отраслевой инструкцией…» проектной документацией предусматриваются только потери второго класса: Эксплуатационные потери полезного ископаемого, образующиеся в процессе добычи.

Из потерь первой группы нормируются потери на контактах рудного тела с вмещающими породами (в висячем и лежачем боках, в кровле залежи) технически и экономически оправданные.

Из потерь второй группы нормируются потери при взрывных работах, экскавации, погрузке, разгрузке, складировании, сортировке и на транспортных путях.

Значения применяются проектом, так как в карьере нет чисто рудных уступов, что могло бы уменьшить потери от разлета кусков при ведении взрывных работ. При транспортировании руда проходит через усреднительный склад, приведенное расстояние транспортирования составляет 2,5 км, что также может привести к увеличению потерь при транспортировке, погрузке, разгрузке, складировании, сортировке руды и на транспортных путях.

Расчет потерь и разубоживания руды производится для каждой выемочной единицы.

В качестве выемочной единицы принимается уступ высотой 5 м.

При разработке наклонных и крутопадающих залежей потери и разубоживание руды в приконтактных зонах возникают из-за несовпадения угла откоса рабочего уступа с углом падения контакта залежи.

«Для снижения абсолютных значений потерь и разубоживания руды добыча ее проектной документацией предусматривается уступами высотой 5 м и по направлению от висячего бока рудного тела к лежачему» [1].

Длина контакта руды с вмещающими породами определяется на геологических планах.

Найденные площади треугольников потерь и разубоживания умножаются на длину контакта руды с вмещающими породами и, таким образом, устанавливаются значения эксплуатационных потерь и разубоживания руды.

Также, учитываются потери и разубоживание руды, возникающие при зачистке поверхности рудных тел с применением буровзрывных работ (БВР). По статистическим данным в результате взрыва происходит смешивание вскрышных пород и руды на контакте в слое мощностью 0,5 м. Половина слоя (0,25 м) составляет мощность разубоживающих пород, вторая половина-мощность потерь руды.

Полученные в результате расчетов значения эксплуатационных потерь и разубоживания руды, соответственно, 3 и 8,5 %, учитывающие ценность руды, эффективность использования недр, технологию добычи, а также местные условия, используются для пересчета балансовых запасов полиметаллических руд в эксплуатационные.

С учетом рассчитанных значений потерь, разубоживания и качества разубоживающих пород определены эксплуатационные запасы полиметаллических руд и их качество в границах открытых горных работ

Фактические потери и разубоживание руды определяются на предприятии прямым методом в соответствии с вышеназванной инструкцией.

Количество добытой руды (Д) определяется непосредственным взвешиванием автосамосвалов, прибывающих на усреднительный склад.  Весовая находится в непосредственной близости (50 м) от усреднительного склада.

Количество погашенных балансовых запасов (Б) определяется по  следующей формуле

Б=Д-P+П.                                                             (3.1)

 

Потери и разубоживание определяются прямым методом, путем сопоставления контуров рудных тел, отображаемых на геолого-маркшейдерских планах и разрезах, с контурами фактической отработки.

Прямым методом определяются потери отбитой руды при зачистке кровли рудных тел, выходящих на поверхность

Применение складов для усреднения руд способствует стабилизации колебаний их качества. Проектной документацией предусматривается создание промежуточного усреднительного склада насыпного типа.

Допустимые отклонения показателей качества руды, которые не влияют отрицательно на процесс, составляют для руд цветных металлов — ± 10 % («Справочник по обогащению руд», гл. редактор О.С.Богданов, М., «Недра», 1983 г.).

Для установления необходимости организации усреднительного склада были проанализированы колебания качества руды в геологических запасах в границах карьера, а также его средневзвешенное и среднеквадратичное отклонение от средних значений по горизонтам. Средневзвешенное отклонение качества от среднего по горизонтам колеблется от 6,3 до 16,9 % и в среднем составляет 14,3 %. Cсреднеквадратичное отклонение составляет 1,66 %.

Далее по методике, приведенной в «Нормах технологического проектирования горнодобывающих предприятий черной металлургии с открытым способом разработки» был проведен расчет количества экскаваторов, необходимых для внутрикарьерного усреднения.

На добыче по объемам работ достаточно 1 экскаватора. Фактически в течение года добыча ведется на 2-7 горизонтах, поэтому на добыче задействуется вскрышной экскаватор, имеющий резерв производительности.

Проектом предусматривается создание усреднительного склада 10-суточной емкости на расстоянии до 200 м от приемного бункера обогатительной фабрики.

Степень усреднения оценивается по фактическим данным, приведенным в книге В.Ф. Бызова «Усреднительные системы на горно-обогатительных предприятиях», М., «Недра, 1988 г. В выходящем потоке среднеквадратичное отклонение уменьшается примерно на 40 % по сравнению с входящим потоком и в рассматриваемом случае составит 1,66*60 %=0,996 %, что ниже допустимого значения 1,013 %.

Колебания показателей качества руды в недрах можно отнести к смешанным (короткопериодные, среднепериодные и длиннопериодные) по классификации, приведенной в «Справочнике по обогащению руд». Для таких условий справочником рекомендуется усреднительный склад вместимостью на 15-20 смен.

• Технологические процессы

     Структура комплексной механизации технологических процессов

 

Горнотехнические условия эксплуатации карьера, система разработки определили следующий набор и последовательность технологических процессов:

• Подготовка горной массы при помощи буровзрывных работ;
• Выемочно-погрузочные работы одноковшовыми экскаваторами цикличного действия;
• Транспортирование горной массы автосамосвалами;
• Бульдозерное отвалообразование.

Небольшие годовые объемы горных работ выявили применение оборудования малой и средней мощности.

По согласованию с Китайской стороной на основных технологических процессах (выемочно-погрузочные работы, транспортирование горной массы, отвалообразование) принимается оборудование производства КНР. В результате, для условий отработки карьера на Кызыл-Таштыгском месторождении определилась следующая структура комплексной механизации:

• Бурение скважин рыхления при помощи буровых установок типа Atlas Copco ROC L8(25) (Швеция).
• Выемочно-погрузочные работы при помощи экскаваторов типа: Bonny CE 460-6 (2,5 м³; КНР) — на руде и Bonny CE 650-6 (5,0 м³; КНР) — на вскрыше.
• Транспортирование горной массы при помощи автосамосвалов типа Beifang Zhonggong BJZ3530 г/п 32 т; КНР).
• Бульдозерное отвалообразование и вспомогательные работы в карьере при помощи бульдозеров типа Shan Tui SD23 (170 кВт; КНР).
• Отгрузка руды на усреднительном складе в автосамосвалы — при помощи погрузчика типа Komatsu WA 600-3 (5,6 м³; Япония).
• Эксплуатационная разведка и впоследствии доразведка месторождения– при помощи буровой установки типа УКБ-5С (на МАЗ-7310; Россия).
• Погрузочно-разгрузочные работы на складе ВМ при помощи автопогрузчика типа Dalian CPCD50 (5 т; КНР).

Допускается применение горного и транспортного оборудования других моделей и фирм — производителей, но имеющих характеристики аналогичные характеристикам оборудования, предусмотренного проектной документацией.

Полиметаллические балансовые и забалансовые руды, рыхлые вскрышные породы разрабатываются уступами высотой 5 м. Серно-колчеданные руды, скальные и полускальные вскрышные породы разрабатываются уступами высотой 10 м.

Подробно физико-механические свойства горных пород приводятся в геологической части диплома. В таблице №3.6 приводятся некоторые из физико-механических свойств, необходимые для расчетов парка горнотранспортного оборудования.

 

Таблица №3.6

Физико-механические свойства руд и пород

 

• Буровые работы

 

Годовой объем горной массы, подлежащей выемке с применением буровзрывных работ, составляет 1485,22 тыс. м³. Для бурения пород средней и выше средней крепости применяются станки ударно-вращательного бурения.

Для бурения скважин рыхления и контурных проектной документацией принимается станок ударно — вращательного бурения ROC L8(25), как наиболее соответствующий условиям бурения и объемам горных работ. Диаметр бурения — 165 мм. Заложение скважин рыхления принимается вертикальное.

На основании выполненных расчетов определился рабочий парк буровых установок в количестве 4 штук.

Расчет парка бурового оборудования приводится в таблице №3.7

 

• Взрывные работы

 

На Кызыл-Таштыгском карьере планируется использование эмульсионных взрывчатых веществ заводского приготовления и системы неэлектрического взрывания. Дробление горных пород будет осуществляться взрыванием зарядов следующих ВВ:

— патронированный эмульсолит – П (марки А-20);

— в контурных скважинах и при дроблении негабаритов– патронированный аммонит № 6ЖВ (диаметр патронов 32 мм).

Взрывание скважинных зарядов принимается короткозамедленное (КЗВ), многорядное. Многорядное КЗВ по сравнению с однорядным существенно улучшает качество взрыва, позволяет сократить число массовых взрывов, создать большой запас взорванной породы, повысить производительность экскаваторов и буровых станков.

Однорядное взрывание может применяться при небольшом объёме работ, узких рабочих площадках.

Применение аммиачно-селитренных ВВ в сульфидных рудах подтверждается положительным «Заключением экспертизы промышленной безопасности о возможности применения аммиачно-селитренных взрывчатых веществ при разработке Кызыл-Таштыгского месторождения» № ОГР-081-3, ПЭО «Горное Бюро», Красноярск, 2008 г. В качестве промежуточного детонатора для инициирования скважинных зарядов ВВ в сухих и обводненных породах будут использоваться шашки Т — 400Г. Патронированный аммонит № 6ЖВ в качестве промежуточного детонатора применяется только при взрывании в необводненных породах. Для внутрискважинного инициирования промежуточных детонаторов используются устройства неэлектрической системы инициирования СИНВ — скважинные устройства, инициирующие с замедлением — СИНВ-С. Монтаж поверхностных взрывных сетей производится с использованием ДШ или поверхностных устройств, инициирующих с замедлением — СИНВ-П. При использовании комбинированной схемы взрывания промежуточные детонаторы опускаются в скважину на СИНВ-С, а поверхностная сеть монтируется из ДША (ДШЭ-12).

---

Страницы 1 2 3 4