Характеристика техногенного месторождения Тырныауз

Анализ локализации качественных характеристик техногенного минерального сырья в отвалах карьеров. Общая характеристика техногенных образований вокруг выработанного пространства подземного рудника. Эффективность разработки нагорного месторождения.

Рубрика Геология, гидрология и геодезия
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 08.06.2015
Размер файла 59,2 K

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

1. Общая характеристика техногенного месторождения Тырныауз

1.1 Аналитический обзор современной научно-технической, нормативной, методической литературы, затрагивающей научно-техническую проблему, исследуемую в рамках НИР

Длительное время господствовал узкоотраслевой подход к добыче и переработке полезных ископаемых, поэтому задача комплексного использования рудной и нерудной составляющих минерального сырья на первое место при добыче руд цветных металлов не ставилась. Более того комплексность использования рудной составляющей длительное время находилась на низком уровне. Так на Тырныаузском месторождении до 1970 года попутные рудные компоненты, такие как медь и висмут, и благородные металлы не извлекались. После 1974 года попутно с вольфрамовым и молибденовым концентратами получали медно-висмутовый концентрат, в который извлекались Cu, Bi, Ag, Au. Однако извлечение основных компонентов вольфрама, молибдена, попутных Cu, Bi, Ag, Au осуществлялось не в полном объеме, что объясняется недостаточной изученностью локализации минеральных форм ценных компонентов в различных типах руд и отсутствием соответствующей технологии. На примере золоторудных месторождений видно, что за последние сто лет по мере совершенствования технологии отвалы перерабатывались неоднократно. Но при этом продолжается линия на полезное использование основных полезных компонентов.

Известны работы в частности Трубецкого К.Н., направленные на повышение экологической безопасности складирования руд. Эти работы по достигаемому результату можно разбить на три группы:

1. Первая группа - сущность технического решения состоит в том, что экологическая безопасность открытой разработки месторождений повышается за счет размещения вскрышных пород в заблаговременно созданном выработанном пространстве и уменьшения площади нарушаемых земель.

2. Вторая группа направлена на решение проблемы повышения сохранности руд, в частности относится к экологии и может быть использовано при складировании редкоземельных руд. Первоначально формируется антифильтрационное основание, затем отвальный массив из некондиционных редкоземельных руд в смеси с минералами-стабилизаторами геохимической обстановки, способствующими сохранению исходного качества руд. В необходимых случаях формируют слой из минералов- стабилизаторов. Сформированный массив покрывают экраном. В период хранения горной массы минералы-стабилизаторы способствуют созданию такой геохимической обстановки в отвальном массиве, которая обеспечивает сохранение исходного качества руд.

3. Третья группа решает задачу внутриотвального обогащения и переработки руд. Известно решение относится к экологии и может быть использовано при складировании никельсодержащих некондиционных руд и пород. Первоначально формируется дренажный слой, затем обогащаемый слой из некондиционных никельсодержащих руд на основе минералов - осадителей никеля, преимущественно минералов с некомпенсированными зарядами слоев, после чего производят формирование выщелачиваемого слоя из никельсодержащих сульфидных пород. В период хранения горной массы в процессе гипергенеза происходит выщелачивание никеля из выщелачиваемого слоя и миграция никельсодержащих растворов в обогащаемый слой, где происходит сорбция никеля. В дальнейшем техногенные руды перерабатывают путем электродиализа, при силе тока 3 - 5мА. Если обогащаемый слой сформирован преимущественно из монтмориллонита, то производят выщелачивание никеля 3%-ным раствором соляной кислоты, предварительно удалив выщелачиваемый слой. После этого на обогащаемом слое снова формируют выщелачиваемый слой из никельсодержащих пород и осуществляют перераспределение металлов вновь. Подобное решение может быть использовано при складировании золотосодержащих руд. Штабель формируют следующим образом. На дренажном слое создают обогащенный слой из золотосодержащих некондиционных руд на основе пирита, затем формируют обогащенный слой из золотосодержащих руд на основе арсенопирита и халькопирита, после чего формируют выщелачиваемый слой из золотосодержащих пород. В период хранения при подаче реагентов из источника обеспечивается выщелачивание золота и его миграция в форме комплексов вниз. В обогащаемом слое на основе арсенопирита и халькопирита осаждаются анионные комплексы золота, в слое на основе пирита - катионные. Кроме того, известно решение, которое может быть использовано при складировании металлосодержащих пород. Формируют дренажный, обогащаемый, выщелачиваемый слои. Обогащаемый слой формируют из некондиционных золотосодержащих руд. Подают или кислые выщелачиваемые растворы, при этом обогащаемый слой формируют на основе минералов - концентраторов кислотного ряда, или щелочные растворы, при этом обогащаемый слой формируют на основе щелочных минералов - концентраторов золота. А также решение, которое может быть использовано при складировании некондиционных руд редких и редкоземельных металлов. На дренажном слое в центральной части осуществляют формирование обогащаемого слоя в виде усеченного конуса из некондиционных редкоземельных руд и покрывают его антифильтрационным экраном. Затем формируют внешний обогащаемый слой с приданием его поверхности уклона к центру.

После чего создают выщелачиваемый слой. При подаче кислых растворов происходит выщелачивание соответствующих редких металлов из выщелачиваемого слоя, их миграция и осаждение в обогащаемом слое. После чего разрушают экран на поверхности первого обогащаемого слоя и его создают на поверхности второго. Затем подают щелочные растворы, растворяющие другие редкие металлы, мигрирующие и осаждаемые в первом слое. После селективного перераспределения металлов осуществляют дифференцированную обработку обогащенных слоев. Этим коллективом авторов предложено решение, направленное на внутриотвальное перераспределение редких металлов и может быть использовано при складировании некондиционных руд редких и редкоземельных металлов. Первоначально формируют дренажный слой, затем первый обогащаемый и второй обогащаемые слои. Во второй слой закладывают электроды. Затем формируют выщелачиваемый слой. При подаче выщелачивающих растворов из источника происходит растворение редких металлов, причем одни образуют электронейтральные комплексы, другие мигрируют в виде катионов. В результате обеспечивается их дифференциация. Электронейтральные комплексы мигрируют в первый, а катионы, во второй обогащаемые слои, где и происходит их концентрация в пределах геохимических барьеров.

Другим направлением решения проблемы техногенных образований вокруг горно-обогатительных предприятий является использование выработанного пространства для складирования хвостов либо пустых пород.

Например, в условиях совместной разработки рудного месторождения подземные горные работы могут вестись камерными системами разработки с торцовым выпуском руды на подэтажные штреки.

В зависимости от физико-механических свойств руд и пород висячего бока работы могут вестись с опережающей выемкой верхнего или нижнего подэтажа. Одновременно на открытых горных работах в разработку вовлекают некондиционные (по содержаниям вредных примесей) руды, которые перепускают на подземный рудник и подают в выработанное пространство по мере его формирования. Подачу некондиционной рудной массы в выработанное пространство осуществляют по мере формирования обнажения и выпуска кондиционной руды на подземные выработки под некондиционной массой. Объединением в выработанном пространстве некондиционных по содержанию вредных компонентов руд с карьера и не вовлеченных в подземный выпуск кондиционных (потерянных) руд обеспечивают формирование нового, более высокого технологического сорта руды.

При этом проседание разрыхленного, вновь сформированного технологического сорта руды в выработанном пространстве постоянно и своевременно устраняют подачей некондиции.

Горноподготовительные работы ведут одновременно на всех подэтажах. Отработку открытыми и подземными работами осуществляют на всю мощность рудного тела в отступающем порядке по простиранию. Введение очистных работ совмещают с закладкой выработанного пространства. В качестве закладочного материала применяют не используемую в настоящее время в шихте переработки некондиционную рудную массу, извлекаемую открытым способом, но пригодную к обогащению. Ограничение подачи в переработку отдельных типов руд вызвано требованиями обогащения.

По мере подземной отработки рудного тела закладку подают в очистное пространство через подземные закладочные выработки или непосредственно с карьера (при вскрытии части рудного тела открытыми работами). При ведении закладочных работ с поверхности необходима увязка выпуска и закладки с развитием открытых горных работ. По мере опускания рабочих горизонтов карьера на уровень отработанных подземным рудником и заложенных закладкой участков начинают этап повторной отработки открытым способом оставленных запасов, представляющих собой новый технологический сорт руды.

Повторная отработка ведется на всю мощность рудного тела после выемки активных запасов кондиционной руды подземными работами. При повторной разработке оставленных запасов открытым способом производят дополнительное усреднение рудной массы по качеству, что обеспечивает вовлечение в переработку некондиционных руд.

Таким образом, применение данного технического решения обеспечивает:

безопасное и бесперебойное ведение открытых горных работ непосредственно над добычными блоками подземного рудника;

решение проблемы складирования некондиционных руд, сдерживающих в стесненных условиях нагорного карьера продвижение фронта работ;

формирование нового технологического типа руд путем смешивания потерянных руд на подземном руднике и некондиционных руд карьера;

высокие показатели возврата потерь на подземном руднике.

При этом еще раз необходимо подчеркнуть важность накопления и своевременного использования достоверной информации по процессу добычи закладочного материала, выпуску руды на подземном руднике, закладке выработанного пространства. Очень важно отслеживать качественные характеристики нового технологического типа руды, для этого целесообразно создать специальную информационную технологию.

В качестве закладочного материала в данном случае можно использовать амфиболовые роговики. Как уже отмечалось, доля амфиболовых роговиков в общей шихте не должна превышать 20%. Кроме того, данный тип руд (в силу среднего уровня контрастности) не является идеальным для кусковой сортировки. Учитывая последующую повторную добычу вновь формируемого нового технологического типа руд, уровень потерь и разубоживания при подземной добыче оптимизируется по критерию максимума дисконтированного дохода. Высокий уровень потерь и низкое разубоживание при подземной добыче обеспечивает высокие показатели работы подземного рудника и хорошее качество вновь сформированного технологического типа руд для повторной разработки. В конечном счете, обеспечивается лучшее извлечение руд из недр и большая эффективность совместной разработки.

На подземных работах в качестве закладочного материала может выступать хвостовой продукт кусковой сортировки. Весьма показательным может быть пример использования в качестве закладочного материала хвостов сепарации скарнированных мраморов. Скарнированные мраморы центра содержат жилы скарна от 0.5 до 1.5 метра. Содержание шеелита в скарновой части на порядок превышает среднее содержание по руде. Скарны центральной части месторождения легко обогащаются, при этом достигаются максимальные показатели извлечения. Данный район насыщен подземными горными выработками, пройденными в разное время в устойчивых крупноблочных породах. Выработки прекрасно сохранились. Таким образом, затраты на горнопроходческие работы минимальны. Установка рентгенолюминесцентной сепарации имеет компактные размеры и может располагаться в специальной камере в непосредственной близости от выпускных выработок отрабатываемых блоков. Обогащенный продукт сепарации направляется в рудоспуск, а хвосты сепарации на закладку отработанного блока на нижележащем горизонте. Мраморы являются отличным закладочным материалом.

При попадании влаги мраморы довольно быстро слеживаются, приобретая прочностные свойства, сопоставимые с твердеющей закладкой. Выделение большей части хвостов (80-90%) на стадии горных работ с размещением их в отработанном пространстве подземного рудника снижают вредное воздействие на окружающую среду, снижают затраты на измельчение, обогащение руды и содержание хвостохранилища.

Кроме того, удаление на стадии кусковой сортировки мраморной составляющей обеспечивает рост извлечения полезных компонентов при обогащении. В зависимости от удельного веса предварительной сортировки в общем объеме добычи уровень затрат на производство концентрата снижается в 1.45-1.8 раза.

Способ осуществляют следующим образом:

Запасы разносортных руд, имеющих общий контакт, разрабатывают блоками. Каждый блок по линии контакта АА разделен на два массива разносортных руд. Горные работы ведут одновременно в группе, по меньшей мере, из трех этажей. Каждый блок подготавливают проходкой доставочных, буровых и выпускных выработок.

На каждом этаже в каждом блоке отбойку рудного массива осуществляют в две стадии. На первой стадии отбивают массив I высокосортных руд до контакта с массивом низкосортных руд. Отбитую горную массу выпускают с образованием выработанного пространства 3 предельной по условиям устойчивости ширины. Образованное выработанное пространство закладывают, формируя зажимающую среду. Во вторую стадию отбивают массив II низкосортных руд на сформированную зажимающую среду. Ширину b2 отбойки определяют из соотношения (1)

(1)

где b1 ширина выработанного пространства, образованного в нижележащем этаже отбойкой массива высокосортных руд;

Кр коэффициент разрыхления низкосортных руд;

коэффициент извлечения полезного ископаемого из низкосортных руд при предварительном обогащении;

Кр коэффициент резерва.

Значение коэффициента резерва в зависимости от крупности дробления руды, ее влажности, пористости и глубины разработки изменяется в пределах от 1,0 до 1,5.

Отбитую во вторую стадию горную массу выпускают под обрушенными породами и предобогащают на горизонте откатки 5. В результате предварительного обогащения выделяют хвосты и обогащенную часть.

Порядок ведения горных работ в каждой группе из трех этажей следующий.

После отбойки массива высокосортных руд в среднем этаже производят одновременную отбойку массива низкосортных руд в верхнем этаже и массива высокосортных руд в нижнем этаже. Затем после предобогащения низкосортной горной массы верхнего этажа выделенными хвостами 7 закладывают образованное в результате отбойки массива высокоценных руд выработанное пространство среднего этажа. Выделенную в результате предобогащения обогащенную часть объединяют (шихтуют) с отбитой горной массой 6 высокоценных руд нижнего этажа. На поверхность выдают объединенный поток горной массы.

В зависимости от типа некондиционных руд ограничивается область их использования. Использование некондиционных руд в качестве закладочного материала должно быть обосновано. Обосновывается не только качество закладочного материала, но и технология, обеспечивающая формирование этого качества некондиционных руд. Важнейшим компонентом этой технологии является информационная поддержка проектного и инженерного обеспечения. Для соблюдения рациональных, заданных параметров закладочного материала должны проводиться опробование, селективная отбойка и выемка.

Использование некондиционных руд для закладки выработанного пространства на подземном руднике позволяет решать задачи:

совмещения открытых и подземных работ в одной вертикальной плоскости;

увеличения активных площадей на карьере;

повышения эффективности повторной разработки ранее потерянных руд.

Известны решения, предусматривающие использование выработанного пространства для размещения хвостов переработки, кроме того, решение позволяет частично отработать межкамерные целики. Так, например, [11], на отработанном участке рудного поля определяют две группы камер для их закладки разделенными по фракциям отходами производства, определяют направление и последовательность закладки камер, поток отходов горного производства, направляемый в хвосты, разделяют на песковую и пульповую фракции, образуя закладочный материал, и каждый поток раздельно направляют в камеры, предназначенные для заполнения. При полном заполнении двух смежных разделенных целиком камер водонасыщенной песковой закладкой производят максимально допустимую по горным условиям устойчивости целика частичную отработку межкамерных целиков, образованных парами камер (вторичных камер), при этом фронт добычных работ продвигают по мере заполнения смежных пар камер закладочным материалом, частичную отработку целиков вторичными камерами ведут с отбойкой руды параллельными скважинами или веерами скважин из горизонтальных или восстающих выработок, кроме того, при отработке целиков вторичными камерами, симметрично относительно их продольной оси, вынимают долю запасов, равную по величине относительному приросту несущей способности целика за счет двухстороннего бокового распора от закладочного материала в заполненных камерах. Целью решения является снижение потерь полезных ископаемых за счет отработки целиков повторными камерами, снижение финансовых затрат на создание хвостохранилища, транспортировку отходов производства в хвосты и использование оборотной воды.

Использование хвостов обогащения для закладки выработанного пространства обеспечивает, кроме того, доизвлечение ценных компонентов методом выщелачивания, комплексное освоение и использованию недр месторождений полезных ископаемых. Способ включает подземную разработку месторождения камерными системами с твердеющей закладкой с последующей переработкой рудной массы на обогатительной фабрике. Он включает следующие этапы: сначала осуществляют выемку руды из камеры 4 первой очереди, отобранную из камер 4 первой очереди руду перерабатывают с получением концентрата и отвальных хвостов, хвосты перерабатывают в окатыши. Из полученных окатышей формируют два технологических потока: первый поток окатышей подвергают кучному выщелачиванию, второй поток окатышей выдерживают до набора требуемых механических характеристик. После завершения процесса выщелачивания окатыши первого технологического потока смешивают с вяжущим и водой с получением закладочной смеси, закладочную смесь направляют в камеры 4 первой очереди до их заполнения, после затвердевания закладочной смеси осуществляют выемку руды из камеры 5 второй очереди, упрочнение и подготовку днища данной камеры твердеющей смесью, приготовленной на основе отходов кучного выщелачивания, подачу в камеру окатышей второго технологического потока и последующее подземное выщелачивание упомянутых окатышей. Изобретение позволяет повысить полноту и комплексность освоения недр и обеспечить эколого-экономический эффект.

Особый интерес представляют работы о природно-техногенной эволюции минерального вещества, но, к сожалению, данные работы выполнены в основном для железорудных месторождений. Практический интерес представляет эволюция рудной и нерудной полезной составляющей связанная с направлениями практического полезного использования.

Эффективность открытых горных разработок повышается и за счет комплексного использования минерального сырья, добытого попутно в ходе заблаговременной отработки близлежащих месторождений или залежей с целью создания выработанного пространства для укладки вскрышных пород.

Направление совершенствование отвалообразования путем предварительных подготовительных работ для организации отвалообразования с целью:

Внутриотвального обогащения для последующей разработки и извлечения полезных компонентов. Недостатком данных методов является ориентация их, прежде всего на единичный ценный компонент для последующего извлечения и не предполагают полного использования рудной и нерудной составляющей минерального сырья. Многократная переработка техногенных образований, связанная с многократным перемещением техногенной массы, наносит многократно больший вред окружающей среде.

1.2 Общая характеристика техногенных образований вокруг Тырныаузского месторождения

Техногенные образования вокруг Тырныаузского месторождения имеют существенные отличия, связанные с уникальностью месторождения, условий его отработки. За годы работы карьеров ТВМК с 1970 по 1993 годы было отработано 189.4 млн. м3 вскрышных пород (в составе которых забалансовые, некондиционные руды). В Большую Мукуланскую балку складировано около 174.8 млн.м3 пород, в Малую Мукуланскую балку 6.7 млн.м3, на северный склон около 2.4 млн.м3 и воронку обрушения подземного рудника засыпано около 4.9 млн. м3. Необходимо отметить что, техногенные образования внутри карьера с учетом пород воронки обрушения подземного рудника около 4.9 млн. м3 и вовлечения массивов горных пород, в том числе и рудных в зону обрушения 12.6 млн. м3 составят около 17.5 млн. м3. Порядка 68 млн. м3 составляют объемы хвостов в хвостохранилище. Таким образом, общие техногенные образования вокруг Тырныаузского месторождения составляют около 270 млн. м3.

Техногенные образования вокруг Тырныаузского месторождения включают:

Высокогорные отвалы;

Выработанное пространство подземного рудника, заполненное обрушенными породами;

Хвостохранилище.

Тырныаузское месторождение отрабатывалось подземным рудником и карьером нагорного типа. Нагорный карьер с однобортовой системой разработки, предполагающей размещение рабочих площадок и транспортных коммуникаций на единственном борту, представляет собой сложное инженерное сооружение. Система разработки транспортная с внешним отвалообразованием. В стесненных условиях нагорного карьера, когда размеры карьера в плане меньше высоты борта карьера продвижение горных работ в одном месте вызывает изменение ситуации, связанное с переносом коммуникаций (транспортных, энергетических). Все это отрицательно сказывается на интенсивности развития горных работ. Поэтому отсутствуют возможности консервации или временного складирования некондиционных и забалансовых руд внутри карьера. Значительные объемы попутно отрабатываемых некондиционных руд из-за отсутствия специальных мест складирования направлялись во внешние отвалы. Это, прежде всего биотитовые, амфиболовые роговики, гранитоиды и скарнированные мраморы. Отсыпка вскрышных пород осуществлялась в Большую Мукуланскую балку, прилегающую к юго-западному борту карьера. Въезды на многоярусный отвал организуются через каждые 30 м. по вертикали.

1.2.1 Характеристика отвалов

Общая высота отвалов составляет более 1000м. Местом отвалообразования служит Большая Мукуланская балка. По высоте отвалы можно разбить на три характерные зоны:

Нижняя часть отвала в месте сужения и изгиба балки представлена крупнокусковым материалом - выход кусков более 1.5 м превышает 60%. Эта зона располагается в Большой Мукуланской балке на отметках 1800 - 2050 м. Этот участок Большой Мукуланской балки отличается ограниченными возможностями внешнего вскрытия. Продление имеющегося наклонного съезда с отметки 1700 м не решит проблему вскрытия для отработки отвалов такой высоты.

Средняя часть балки за счет сегрегации при перепуске горной массы заполнена преимущественно мелкими классами крупности. Горная масса в основном представлена биотитовыми роговиками, содержание молибдена в этой части отвала более чем в раза превышает среднее значение по горной массе. Содержание классов размером -70 мм составляет более 80%.

Верхняя часть отвала имеет более разнородный минералогический состав и представлена более крупнокусковой горной массой. Горная масса этой части отвалов представлена различными породами:

Скарнированные мраморами;

Роговиками;

Скарнами.

Главное отличие в том, что горная масса верхней части отвалов располагается в ярусах высотой около 60м. По крупности это горная масса со значительным выходом негабаритных классов размером более 1.5м и низким содержанием мелких классов крупности. Наличие заездов на отвал через 60 м решает проблему вскрытия при возможной отработке этой части отвалов. В тоже время необходимо отметить, что транспортные коммуникации требуют частичного восстановления после обрушения сдвоенных и строенных уступов, зачистки, проходки предохранительных берм. Тем не менее, верхние ярусы отвалов являются более доступными для организации отработки и сложены более ценным по минералогическому составу, структурным, прочностным свойствам рудным и нерудным минеральным сырьем.

На горе 2610 м балка перекрыта поперечной насыпью вскрышных пород. В нижележащую часть отвала засыпано порядка 370 млн.т. горной массы, большую часть которой составляют биотитовые роговики, гранитоиды. Высота отвала более 1000 м. При угле наклона склона около 40о в процессе отсыпки наблюдается сегрегация горной массы по крупности. Крупные куски набирают скорость и катятся в нижнюю часть отвала, а мелочь медленно ползает по склону, заполняет верхнюю часть отвала. В результате нижняя часть заполненной балки представлена крупнообломочным материалом. Средняя часть представлена мелкими фракциями. Как показывают исследования, фоновое содержание в биотитовых роговиках составляет около 0.025-0.030%. Кроме того, в отвал попадали вскрышные породы из ореола рассеивания приконтактных зон рудных тел. Исследования распределения полезных компонентов по классам крупности показывают, что классы -5мм обогащены молибденом по сравнению с исходной горной массой в 3 раза, а классы -20 мм примерно в 2 раза. Таким образом, более 300 м участке средней части отвала сосредоточено до 75 млн.т. Мелких классов с содержанием Mo около 0.047% и 0.020% WO3. Это 35.25 тыс.т молибдена и 15 тыс.т WO3.

1.2.2 Характеристика техногенных образований вокруг выработанного пространства подземного рудника

В связи с совместной отработкой месторождения открытыми и подземными работами на карьерах Тырныаузского вольфрамомолибденового комбината функционировали три зоны нарушения: обрушения; сдвижения; трещин. Зона обрушения от общей площади карьера занимала 2530, зона сдвижения 3540 и зона трещин до 50%.

Зона обрушения представляет собой обрушенную горную массу с кусками размером до 1015 м. В пределах этой зоны имеются остатки плохо раздробленных междукамерных и междублоковых целиков, образовавшихся в результате некачественных взрывов, при погашении этих целиков в разные периоды времени, при отработке подземных блоков.

Зона сдвижения представлена сильно нарушенными породами, состоящими из отдельностей различных размеров.

Разработка Тырныаузского месторождения началась в 1940 году и до 1970 года производилась только подземными горными работами. Несмотря на постоянное совершенствование технологии горных работ, уровень потерь оставался довольно высоким.

По проекту на Тырныаузе 30% запасов должно быть отработано подземным рудником «Молибден», а остальные карьером «Мукуланский». Причем отработанное подземным способом очистное пространство полностью включалось в контур карьера. В среднем эксплуатационные потери при добыче руды на руднике «Молибден» составляют 12%. Вместе с другими списанными запасами эксплуатационные потери составляют 36% по отношению к запасам, погашенным за весь период отработки месторождения. Основная часть этих запасов находится в зоне обрушения. Можно выделить два вида технологических потерь: потери на лежачих боках залежи и потери в очистном пространстве от смешивания руды с налегающими пустыми породами при выпуске. Потери на лежачих боках залежи связаны с ограниченными возможностями технологии разработки крутопадающих рудных тел, и они неизбежны в условиях подземной разработки при углах падения рудных тел, меньших угла формирования эллипсоида выпуска. Значительная величина потерь связана с обрушенным пространством подземного рудника, где в разные годы по этой причине терялось от 12 до 24% отбитых балансовых запасов.

Наиболее высокий уровень потерь наблюдался на верхних горизонтах месторождения, отработанных до 1963 года. Около 6% балансовых руд терялось на лежачих боках залежи, а в обрушенном пространстве уровень потерь достигал 18%. Высокий уровень потерь в обрушенном пространстве обуславливался главным образом минной отбойкой, не позволяющей рассредоточить заряд взрывчатых веществ во взрываемом массиве. Выход негабарита при отбойке минными зарядами потолочин и целиков достигал 35-45%, причем выход отдельностей размером более 2 метров составлял 20-30% от общего выхода негабарита. Отбитая руда размером 2 м и более теряется в обрушенном пространстве. Таким образом, низкое качество дробления явилось причиной высокого уровня фильтрации более слабых и легко разрушаемых, разубоживающих пород через зазоры в крупнокусковой руде. Это приводило к увеличению разубоживания и вынужденной остановке добычи из блоков.

Кроме того, к техногенным образованиям внутри карьера можно отнести зоны обрушения, представленные рудными телами подработанные подземными горными работами, которые в процессе сдвижения, обрушения были разобижены породными массивами.

Рудное тело "Сложное". Представлено двумя линзами длина достигает 340 м, мощность колеблется от 4 до 75 м., по падению расположена от абсолютной отметки 2900 до 2450 м. Рудное тело "Сложное" представлено разнообразными скарнами, также гранитоидами, биотитовыми роговиками и скарнированными мраморами. В скарнах и мраморах имеется вольфрамовое и молибденовое оруденение, а в гранитоидах и в биотитовых роговиках - молибденовое. По блокам содержание колеблется по WО3 - от 0.054% до 0.145%, по Mo - от 0.016% до 0.046%. Часть запасов рудного тела выше гор 2540 отработаны карьером Мукуланский. Запасы рудного тела от гор. 2317 до гор. 2540 м списаны в 1999 году, как подработанные подземным рудником.

Роговики Слепой залежи включают в себя два рудных тела: собственно, Роговики Слепой залежи и остатки Южных роговиков, залегавших в висячем боку Юго-западного фланга на верхних горизонтах. Рудное тело расположено вдоль скарнов Слепой залежи. Протяженность рудного тела составляет 1000-1100 м, по падению оно прослежено в интервале абсолютных отметок 2767-2090 м. Мощность рудного тела колеблется от 6 до 120 м. С глубиной мощность постепенно уменьшается. Представлено рудное тело биотитовыми роговиками по сланцам и песчаникам, пересеченными густой сетью кварцевых жилок с молибденитом. Рудные участки роговиков по сравнению с безрудными несколько изменены и осветлены. Молибден в роговиках распределен очень неравномерно. С глубиной его содержание сначала повышается, а затем снижается. На верхних горизонтах основная масса молибдена присутствует в форме повеллита, с глубиной степень окисленности руд резко падает. Рудное тело по проекту должно было отрабатываться открытым способом.

Запасы рудного тела выше гор. 2390 м списаны в 1999 году, как подработанные подземным рудником.

Северные роговики расположены в висячем боку северо-западного фланга Главного скарна и в виде широкой полосы тянутся в восточном направлении, сохраняя постоянным азимут простирания. Рудное тело прослежено в интервале абсолютных отметок 2090-2655 м. Длина его по простиранию около 700 м, мощность достигает 114 м. Сложено оно биотитовыми роговиками с прожилками кварца. Распределение оруденения неравномерное. Северо-западная часть рудного тела, примыкающая к скарнам, обогащена молибденом, с глубиной и по направлению на восток содержание молибдена уменьшается.

Западная часть рудного тела до горизонта 2537 м отработана подземным способом. Восточная часть на верхних горизонтах отрабатывалась карьером "Мукуланским". В 1999 году Северные роговики списаны с баланса как попадающие в зону подработки.

Роговики Центра. Залегают между роговиками Слепой залежи и Северными роговиками вблизи восточного перегиба Главного скарна. Длина рудного тела по простиранию составляет около 160 м, мощность колеблется от 9 до 17 м, по падению оно прослежено в интервале от 2537-2241 м. Оруденение молибденовое, бедное.

Запасы рудного тела выше гор. 2390 м списаны в 1999 году, как подработанные подземным рудником.

Гранитоиды Центра расположены среди мраморов Центра. Разведаны два участка, имеющих грубоизометричную форму и размеры 50-100 м. Сложено рудное тело измененным биотитовым гранит-порфиром, кварц-пироксен-плагиоклазовыми метасоматитами и прожилками гранатового, кварц-гранатового и кварцевого состава. Оруденение молибденовое бедное.

Запасы рудного тела выше гор. 2390 м списаны в 1999 году, как подработанные подземным рудником.

Скарн 27, Южный скарн и Скарн 30 расположены в приповерхностной части месторождения, сложены преимущественно измененными скарнами и измененными пироксен-плагиоклазовыми роговиками. Рудные тела должны были по проекту отрабатываться карьером.

В таблице 1, представлены данные о запасах Скарна 27, Южного скарна и Скарна 30.

Таблица 1. Запасы Южного скарна, Скарна 27, Скарна 30

Рудн. тело

Кат.

Способ отработки

Запасы тыс.т

WО3,%

Moвал,%

Mooк,%

WО3, т

Moвал,т

Mooк,т

Юж. скарн

С1

Открытый

297

0.324

0.056

0.023

961

167

69

Скарн 27

С1

Подз.

367

0.471

0.030

0.017

1729

110

62

Скарн 30

С1

Подз.

53

0.055

0.051

0.023

961

167

69

Три этих рудных тела списаны с баланса в 1999 году, как подработанные.

Скарнированные мраморы Северо-Западного скарна представляют собой линзовидную залежь, примыкающую с юга к Северо-Западному скарну на верхних горизонтах месторождения в интервале абсолютных отметок 2930 - 2600 м. Длина рудного тела по простиранию около 200 м, мощность руды колеблется от 4.6 до 33 м. Сложено рудное тело скарнированными слоистыми мраморами с прослоями пироксеновых роговиков и скарнами по слоистым мраморам. Оруденение вольфрамовое и молибденовое, наблюдаются участки, обогащенные молибденом.

Рудное тело полностью подработано при отработке Северо-Западного скарна подземными очистными работами и списано с баланса в 1999 году.

Списанные запасы были учтены на разных основных разведочных и эксплуатационных горизонтах от гор. 2241 м до гор. 2940 м, в том числе по рудным телам:

Таблица 2

1. Слепая залежь

от гор. 2317 м до гор. 2540 м

2. Рудное тело Сложное

от гор. 2317 м до гор. 2540 м

3. Южный скарн

от гор. 2465 м до гор. 2630 м

4. Скарн 27

от гор. 2390 м до гор. 2615 м

5. Скарн 30

от гор. 2825 м до гор. 2865 м

6. Скарнированные мраморы ЮЗФ

от гор. 2240 м до гор. 2540 м

7. Скарнированные мраморы СЗС

от гор. 2615 м до гор. 2940 м

8. Роговики Слепой залежи

от гор. 2390 м до гор. 2690 м

9. Северные роговики

от гор. 2241 м до гор. 2630 м

10. Гранитоиды Центра

от гор. 2615 м до гор. 2765 м

11. Роговики Центра

от гор. 2242 м до гор. 2390 м

При этом полностью списаны с баланса запасы семи рудных тел: Скарн 27, Скарн 30, Южный скарн, Скарнированные мраморы Северо-Западного скарна, Северные роговики, Гранитоиды Центра и Роговики Центра. В четырех рудных телах - Слепой залежи, Рудном теле «Сложное», Скарнированных мраморах ЮЗФ и Роговиках Слепой залежи - была списана часть запасов, попавших в зоны влияния подземных работ.

В списанные запасы включены и все забалансовые руды четвертого типа на месторождении - это Амфиболовые роговики.

Они являются также типичным штокверком. Это амфибол-плагиоклазовые прожилки с бедным шеелитовым оруденением в амфиболовых роговиках по кварцевым плагиопорфирам (трондьемитам), расположенным в северо-восточной части месторождения на верхних горизонтах. При комбинированной отработке месторождения они попадали во вскрышные работы. Статистически по горным выработкам были выявлены зоны с содержанием триоксида вольфрама более 0.060%. В 80-х годах на Амфиболовых роговиках проходили испытания по их рентгенолюминесцентной сепарации, показавшей возможность получить продукт сепарации РЛС с выходом в него до 60% триоксида вольфрама и по массе - 30 - 40% от исходной горной массы.

2. Анализ локализации качественных характеристик техногенного минерального сырья в отвалах карьера «Высотный» и «Мукуланский»

На Тырныаузском месторождении открытые горные работы и отвалообразование проводились без учета вариантов последующей отработки отвалов. Поэтому необходимо проведение предварительных исследований закономерностей локализации качественных характеристик технологических типов техногенного минерального сырья в результате сегрегации по крупности в процессе отвалообразования. На основании, которых необходимо выполнить разработку модели формирования качественных характеристик технологических типов техногенного минерального сырья в процессе отвалообразования.

2.1 Анализ динамики изменения по годам гранулометрической характеристики вскрышных пород по местам отвалообразования

Открытые горные работы на Тырныаузском месторождении начались в 1970г с локальной отработки «Слепой залежи» в местах выхода ее на дневную поверхность. Но в дальнейшем для добычи руд открытым способом необходимо было выполнение значительных объемов вскрыши. Применялась однобортовая система разработки, когда рабочие площадки и транспортные коммуникации располагались на единственном борту нагорного карьера. Высота борта карьера составляла более 1000 м. Объемы добычи напрямую зависят от скорости продвижения (опускания) горных работ. В стесненных условиях нагорного карьера, когда размеры карьера в плане меньше высоты борта карьера, трудно обеспечить высокие скорости продвижения (опускания) горных работ. Кроме того, положение осложняется наличием зоны сдвижения и обрушения в сторону очистных работ подземного рудника. Вскрытие рабочих горизонтов осуществлялось полутраншеями. В условиях разработки Тырныаузского месторождения рабочие горизонты располагаются на косогоре и через два-три имеют выход на внешний отвал.

Значительный и не реальный установленный план по вскрыше, а также отсутствие достаточных для расстановки горного оборудования свободных площадей на направлениях важных для вскрытия балансовых руд вызывали значительные отступления от плановых направлений развития горных работ. В 1976-1978 годы план по руде в основном выполнялся за счет руд попутной добычи. В тоже время значительные объемы попутно отрабатываемых некондиционных руд из-за отсутствия специальных мест складирования направлялись во внешние отвалы. В рамках настоящей работы необходимо изучить порядок, условия ведения горных работ, свойства отдельных типов пород, процессы отвалообразования для установления закономерностей, влияющих на формирование определенных техногенных типов пород и их локализацию в отвалах.

Отсутствие свободных площадей сдерживало организацию производительной работы на проектных направлениях развития фронта работ. Поэтому с целью выполнения общих плановых объемов по вскрыше упор делался на нижние горизонты, сложенные слабыми горными породами, экскавация которых проводилась в непосредственной близости от отвалов и без предварительного взрывного дробления. В таблице 1 представлена характеристика основных параметров карьера «Мукуланский» в первые годы работы. Из таблицы можно предположить, что в основании отвалов находятся довольно слабые породы.

Первые годы работы карьера в отработку попадал значительный удельный вес слабых пород. Это в основном биотитовые роговики с гор. 2540м располагающихся на небольшом расстоянии от отвала.

В таблице 3 представлены параметры буровзрывных работ, характеризующие структурных и прочностные свойства массивов горных пород, определяющие свойства экскавируемой горной массы.

Таблица 3. Параметры буровзрывных работ, характеризующие структурные и прочностные свойства массивов горных пород, отрабатываемые на карьере «Мукуланский» в 1974 - 1978г

Показатели

Ед. изм

Годы

1974

1975

1976

1777

1978

Высота уступа

м

15

15

12

12

12

Годовой объем буровых работ

м

72075

98880

64320

104476

91728

Количество взрывных скважин

шт

4805

6592

5360

7806

7644

Объем отбойки

тыс.м3

3234.4

3546.6

2504

3676.3

1633

Выход горной массы с 1п.м скважины

м3 /м

47.9

39.7

39.7

41.5

31.2

Средняя категория взрываемости

IV

IV

VI

V

V

Потери скважин от обрушения стенок

м

9130

13200

11300

20040

18700

Снижение объемов отбитых пород, связанное с потерями скважин

т.м3

437.3

523.4

446.9

831

584.8

Объем пород, экскавируемых без предварительного рыхления взрывом

т.м

%

1345.2

29.4%

1298.6

26.8%

1340.7

34.9

703.6

19.2

1460.5

47.2

Стоимость потерянных скважин

Т.руб.

75.6

96.2

72.4

116.4

108.6

Средний объем отбойки

Тыс.м3

56

46.8

38.1

37.5

29.9

Итого

4579.6

4845.2

3844.7

4379.9

3093.5

Как видно из таблицы 2 1978 год был с самыми тяжелыми условиями ведения горных работ, косвенно можно судить об отсутствии достаточного для производительной работы количества свободных площадей. На это указывает ряд факторов:

Минимальный за предыдущие годы объем отбойки (1.633 млн.м3) ;

Невозможность готовить и отбивать блоки достаточного объема (средний отбойки составлял 29.9 тыс. м3);

Максимальный за годы работы карьера объем экскавации пород без взрывной отбойки в абсолютном и процентном отношении (1.465 млн. м3- 47.2%).

Учитывая уникальность отвалов, схема их отсыпки совершенствовалась в процессе отработки месторождения. Так изначально согласно проекту института «Гипроникель» и рекомендациям института «ВНИМИ» при отработке высокогорного карьера «Мукуланский» Тырныаузского ВМК отсыпку вскрышных пород предусмотрено осуществлять в Большую Мукуланскую балку, прилегающую к юго-западному борту карьера, узкой полосой шириной до 35 м вдоль склона балки (параллельно тальвегу). С вводом в действие в 1977г самостоятельного карьера «Высотный» появились сложности одновременной работы на отвалах карьеров, располагающихся в одной вертикальной плоскости. Для решения проблемы совместного отвалообразования двух карьеров институтом МГРИ предложена новая схема отсыпки отвалов включающая развитие отвального фронта перпендикулярно тальвегу балки виде передовой насыпи, устойчивость которой обеспечивается контрфорсным подпором.

На рис представлена схема отсыпки, с учетом сегрегации по крупности можно утверждать, что контрфорсный подпор представлен крупными фракциями.

Горные породы района ведения открытых горных работ можно разбить на три группы по влиянию их физико-механических свойств на эффективность горного производства:

1. Породы экскавируемые без предварительного рыхления взрывом.

2. Породы не экскавируемые без предварительного рыхления и дробимость которых не поддается регулированию.

3. Скальные породы, дробимость которых полностью поддается регулированию.

Горные породы второй группы характеризуются наличием зияющих или заполненных рыхлым материалом трещин, которые делят массив на обособленные друг от друга отдельности практически не поддающиеся дроблению при первичном взрывании, дроблению поддаются только те отдельности, которые находятся в непосредственной близости от заряда. В данном случае, когда расстояния между скважинными зарядами значительно больше размера отдельности массива, последний разваливается на естественные отдельности. Усиления дробления по данным породам при использовании скважин большого диаметра практически невозможно. Крупные отдельности в таких массивах дробятся только при вторичном дроблении. В породах второй группы в значительной мере снижается эффективность буровых работ, связанная с трудностью сохранения скважин от обрушения стенок

Породы третьей группы характеризуются крупной блочностью, либо трещиноваты, но имеют сомкнутые трещины, иногда заполненные различными минеральными цементами. Породы третьей группы поддаются регулируемому дроблению.

Большое влияние на эффективность буровзрывных работ оказывает система разработки месторождения. Например, совмещение рабочих площадок и транспортных коммуникации вынуждает вести большой объем буровзрывных работ по диагональным наклонным съездам т.е. обуревать больше объемы пород мелкими скважинами, что ухудшает качество буровых и взрывных работ.

2.2 Эффективность разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям

Эффективность пошаговой адаптации комбинированной разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям определяется полученным дисконтированным доходом за период отработки месторождения, зависит от показателей извлечения запасов из недр на стадии горных работ, извлечения полезных компонентов из руд в концентрат при обогащении и затрат на разведку, добычу, транспортирование и переработку, нормы налога на прибыль и других отчислений.

Критерий экономической оценки эффективности пошаговой адаптации комбинированной разработки нагорного месторождения к меняющимся горно-технологическим условиям имеет следующий вид (1):

руб, (1)

где tp расчетный срок сравнительной оценки вариантов, лет;

tc срок выполнения капитальных работ по строительству новых объектов, вскрытию и подготовке новых запасов, приобретению и освоению нового оборудования и т.д., лет;

Сt - сумма общих затрат по стадиям разведки, строительства, вскрытию и подготовке запасов, приобретению и освоению нового оборудования т.д. в t-й год, руб;

Ап производственная мощность подземного рудника и карьера в t-й год, т/год;

Цбаз и Цп извлекаемая ценность добываемой рудной массы на карьере и подземном руднике в t-й год, соответственно по базовому и предлагаемому вариантам, руб/т;

Сбаз и Сп эксплуатационные затраты на добычу переработку руд карьера и подземного рудника в t-й год, руб/т;

Е коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.;

Ек процентная ставка за кредит, доли ед;

Н норма налога на прибыль и другие отчисления, доли ед.

Данная методика предполагает оценку эффективности отработки месторождения комбинированным способом, т.е учитывает экономические последствия пошаговой адаптации технологии открытых (подземных) горных работ и формирования качества руд. При этом экономические последствия текущей корректировки технологии горных работ, формирования качества руд могут проявляться сразу (быть оценены по итогам месяца, квартала, года) и в более далекой перспективе.

Особую важность при решении любой из перечисленных выше задач имеет правильное определение величины извлекаемой ценности добываемой рудной массы с учетом качества балансовых и вовлекаемых в отработку забалансовых типов руд. С учетом этих важных обстоятельств извлекаемая ценность добываемой рудной массы определится по формуле

техногенный минеральный месторождение рудник

руб/т, (2)

где T и T1 соответственно количество типов балансовых и забалансовых руд вовлекаемых в отработку;

m - количество полезных компонентов;

kn kv -соответственно, коэффициент извлечения j-го типа руды из недр и коэффициент вовлечения j1-го типа забалансовой руды в переработку, д.ед.;

ob и ob1 - соответственно извлечение i-го полезного компонента при обогащении j-го типа балансовой руды и извлечение i1-го полезного компонента при обогащении j1-го типа забалансовой руды;

Ci Ci1 - соответственно содержание i-го полезного компонента в j-м типе балансовой руды и содержание i1-го полезного компонента в j1-м типе забалансовой руды;

kob - коэффициент обогащения j1-го типа забалансовой руды в процессе рудосортировки на стадии горных работ;

fk - извлечение i1-го полезного компонента при рудосортировке на стадии горных работ;

Цk и Цk1 соответственно средняя стоимость i-го концентрата при обогащения j-го типа балансовой руды и средняя стоимость i1-го концентрата при обогащения j1-го типа забалансовой руды;

Ck и Ck1 соответственно среднее содержание i-го полезного компонента в концентрате при обогащении j-го типа балансовой руды и среднее содержание i1-го полезного компонента в концентрате при обогащении j1-го типа забалансовой руды.

Список использованной литературы

1. Хакулов В.А., Секисов А.Г., Плеханов Ю.В., Хакулов В.В. Способ ведения буровзрывных работ. Патент РФ № 2411445 // Бюл. И. - 2011. - № 4.

2. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К. Патент РФ № 2052116 Способ складирования редкоземельных руд

3. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К., Чекушин А.В. Патент РФ № 2058483 Способ внутриотвального обогащения и переработки некондиционных руд.

4. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К. Патент РФ № 2059822 Способ внутриотвального обогащения некондиционных золотосодержащих руд.

5. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К. Патент РФ № 2065051 Способ создания техногенных месторождений.

6. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К. Патент РФ № 2065052 Способ внутриотвального обогащения некондиционных редкоземельных руд.

7. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Чекушина Т.В., Бубнов В.К. Патент РФ № 2083836 Способ внутриотвального перераспределение редких металлов.

8. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е. Патент РФ № 2166087 Способ создания техногенного месторождения в недрах земли.

9. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е. Патент РФ № 2170347 Способ геохимической рудоподготовки месторождений полезных ископаемых в недрах земли.

10. Трубецкой К.Н., Воробьев А.Е., Бубнов В.К. Патент РФ № 2182964 Способ создания техногенных месторождений.

11. Трубецкой К.Н., Галченко Ю.П., Каплунов Д.Р., Кравченко В.Т., Поставнин Б.Н., Сабянин Г.В. Патент РФ № 2188945 Способ комплексного освоения и использования недр.

12. Каплунов Д.Р., Рыльникова М.В., Радченко Д.Н., Абдрахманов И.А., Илимбетов А.Ф., Маннанов Р.Ш. патент РФ. № 2327873 Способ комплексного освоения месторождений полиметаллических руд.

13. Макаров Д.В., Чантурия В.А., Нестерова А. А., патент РФ № 2338063, Способ геотехнологической переработки некондиционного сульфидного рудного материала, содержащего тяжелые металлы

14. Макаров Д.В., Чантурия В.А., Васильева Т.Н., патент РФ № 2274743, Способ геотехнологической переработки некондиционного сульфидного рудного материала, содержащего тяжелые металлы

15. Хатькова А.Н., Мязин В.П., Чантурия В.А., Бунин И.Ж., Иванова Т.А., Воблый П.Д., Уткин А.В., Хавин Н.Г., Богомолов Н.И. патент РФ № 2264865 Способ обогащения цеолитсодержащих пород

16. Чантурия Е.Л. патент РФ № 2314165 Способ обогащения сульфидных полиметаллических золотосодержащих руд и продуктов

17. Секисов А.Г., Резник Ю.Н., Лавров А.Ю., Поляков О.А., Королев В.С., Тимощенков С.Н., Гуревич Л.Х., Мязин В.П., Манзырев Д.В., Трубачев А.И., Конарева Т.Г. Патент РФ № 2423607Способ скважинного выщелачивания металлов из руд, россыпей и техногенных минеральных образований.

18. Леоненко Н.А., Кузьменко А.П., Силютин И.В., Рассказов И.Ю., Секисов Г.В., Гурман М.А., Капустина Г.Г., Швец Н.Л. патент РФ № 2413779 Способ извлечения дисперсного золота из золотосодержащего высокоглинистого минерального сырья

19. Гаранин К.В. Щелочные ультраосновные магматиты Зимнего Берега: их потенциальная алмазоносность и перспективы промышленного освоения / Автореф. канд. дис. // Москва: Московский госуниверситет. - 26 с.

20. Григорьев Д.П. Позиции онтогении минералов // ЗВМО. - 1978. - Ч. 107, вып. 4.- С. 407-415.

...

Подобные документы

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.