Подземная разработка месторождений

где Б - балансовые запасы блока, т; Спод - удельные затраты на поддержание подготовительных выработок в блоке, в

где Кпод - стоимостной коэффициент, определяющий среднегодовую величину затрат на поддержание подготовительных выработок (Кпод=0,96), д. ед.;

Сгпр - сумма затрат на подготовку блока, р.;

У - объемная масса руды, т/м 3 ; Рбл - производительность блока, м 3 /мес.;

С вент - условно-переменные эксплуатационные затраты на вентиляцию в блоке в расчете на 1 т погашенных балансовых запасов, тыс. р./т.

Cоч - эксплуатационные затраты на очистную выемку 1 м3 рудной массы, тыс. р./м3; Сзакл - эксплуатационные затраты на 1 м3 твердеющей закладки, тыс. р./м 3 ; У1 - объемная масса закладки, т/м3;

Стр, Спд - условно-переменные затраты на внутришахтный транспорт и подъем 1 т добытой рудной массы, р./т;

Сркс - эксплуатационные затраты на обработку 1 т рудной массы на РКС, тыс. р./т. Себестоимость переработки 1 т товарной руды рассчитывается по формуле

где Стр2 - условно-переменные затраты на поверхностный транспорт от рудника до РОФ, тыс. р./т;

Сроф - условно-переменные затраты на обогащение 1 т руды на РОФ, тыс. р./т; Стр3 - условно-переменные затраты на поверхностный транспорт от РОФ до ГМЗ,

тыс. р./т; Сгмз - условно-переменные затраты на переработку руды на ГМЗ, тыс. р./т.

Коэффициент изменения качества рассчитывается по формуле [1]

вариантов производства природного урана

При сравнении вариантов разработки запасов предпочтительнее вариант, обеспечивающий при равных условиях большую прибыль.

При разработке запасов урановых руд месторождений Стрельцовского рудного поля технически возможны следующие варианты:

1. Отработка запасов системой «нисходящая слоевая выемка с закладкой

4.Отработка запасов системой «подэтажные штреки» с переработкой руды кучным выщелачиванием (П/Ш + КВ).

5.Подземное выщелачивание скальных урановых руд (ПВ).

Расчеты прибыли, основанные на технико-экономических показателях, полученных в результате анализа горно-геологических особенностей урановых месторождений, показали, что из пяти технически возможных вариантов разработки урановых руд наиболее экономически целесообразными являются варианты: добыча руды нисходящей слоевой системой с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью и переработка товарной руды на гидрометаллургическом заводе по полной схеме; добыча руды системой подэтажных штреков и кучное выщелачивание добытой руды на территории гидрометаллургического завода; подземное выщелачивание балансовых руд.

Показатели технологий: добыча руды нисходящей слоевой выемкой с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью и дальнейшим кучным выщелачиванием, добыча руды системой подэтажных штреков и переработка ее по полной схеме на гидрометаллургическом заводе значительно уступают ранее отмеченным технологиям производства природного урана в виде закись-окиси.

Три наиболее эффективные технологии производства природного урана имеют четко ограниченные области применения.

Наиболее дешевой технологией на балансовых рудах с низким содержанием урана является подземное выщелачивание. Объясняется это невысокими производственными затратами, обусловленными отсутствием в технологии таких дорогих процессов, как извлечение из недр руды (ее добывается лишь 30 % от общего объема рудной массы, вовлекаемой в производство), транспортировки рудной массы до пункта ее переработки и собственно гидрометаллургической переработки руды. Это позволяет, несмотря на сравнительно невысокий показатель извлечения металла из руды (0,65…0,78), но с учетом вовлечения в процесс выщелачивания дополнительных объемов металла за счет отбойки забалансовых руд (+5 %), с высокой эффективностью отработать руды со сравнительно низким содержанием урана и получить высокую прибыль.

Переработка руд кучным выщелачиванием возможна при условии сравнительно низких эксплуатационных затрат на добычу. Руды, добываемые дорогостоящей системой «нисходящая слоевая выемка с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью», невыгодно перерабатывать кучным выщелачиванием, имеющим более низкие показатели извлечения металла из руд. Для переработки руд кучным выщелачиванием более приемлема система разработки «подэтажные штреки» с погашением выработанного

извлечение металла из руд при переработке, в результате чего высокая себестоимость

выемка…», имеющей высокие показатели извлечения из недр, выгоднее перерабатывать методом гидрометаллургии.

На рис. 34 показаны области применения наиболее эффективных технологий: добыча руды нисходящей слоевой системой с закладкой выработанного пространства твердеющей смесью и переработка товарной руды на гидрометаллургическом заводе по полной схеме (далее «горный способ»); добыча руды системой подэтажных штреков и кучное выщелачивание добытой руды на территории гидрометалургического завода (далее «кучное выщелачивание»); подземное выщелачивание балансовых руд по критерию «максимума прибыли с 1 т балансовой руды» в зависимости от содержания урана в балансовых рудах для цены 1 кг урана в закись-окиси в 20, 30, 40 , 50, 60$.

Как видно из рис. 4.4., наиболее эффективные технологии производства природного урана, применительно к рудам месторождений Стрельцовского рудного поля, ограничены прежде всего долей запасов с определенной качественной характеристикой.

Так, технология подземного выщелачивания, согласно проведенного анализа, применима на рудах с содержанием урана в недрах (в зависимости от цены готовой продукции) не ниже 92 усл. ед. (70$). По мере удешевления стоимости 1 кг урана в закиси-окиси (50…40$) содержание урана в рудах, рентабельных к отработке подземным выщелачиванием, поднимается соответственно до 132 и 159 усл. ед., а при цене в 30$ применение технологии подземного выщелачивания становится невыгодным.

Рис. 4.4. Области применения технологий производства природного урана

Верхняя граница области применения технологии подземного выщелачивания ограничена линией, соединяющей запасы руд с содержанием в недрах в диапазоне 198…192 усл. ед. Таким образом, область применения технологии подземного выщелачивания представлена треугольником, острый угол которого ограничен содержанием урана в балансовых рудах в 192 усл. ед. при цене 1 кг урана в закиси-окиси в 30$, т.е. получение природного урана по цене менее 30$ данной технологией становится

143

дороже, чем кучным выщелачиванием. По мере роста цены готовой продукции диапазон содержаний увеличивается, доходя при цене в 60$ до 111…197 усл. ед. и при цене в 70$ до 92…168 усл. ед. Из рис. 4.4. хорошо видно, что применение технологии кучного выщелачивания руд месторождений Стрельцовского рудного поля наиболее выгодно при

условиям отработки по горно-геологическим условиям, т. е. фактическая доля запасов, пригодных к отработке методом подземного выщелачивания, будет несколько меньше, чем выделенная при оптимизации по экономическим критериям.

Область применения технологии кучного выщелачивания снизу ограничена линией, соединяющей содержания 197…192 усл. ед. в диапазоне цен 60…30$ за 1 кг урана в закись-окиси. При цене в 20$ линия поднимается до отметки содержания в 302 усл. ед. Верхняя граница области ограничена содержаниями 210, 260, 332, 376, 464 усл. ед. соответственно при ценах 60, 50, 40, 30, 20$ за 1 кг урана. Как видно из рис. 4.4., доля запасов, рентабельных к отработке кучным выщелачиванием, значительна при ценах 20…40$ и резко сокращается при дальнейшем росте цен (50…60$). При цене в 63$ область применения кучного выщелачивания выклинивается, т.е. получение природного урана данной технологией становиться дороже, чем подземным выщелачиванием.

Из рис. 4.4. видно, что область применения метода выщелачивания урана из руд без использования технологии гидрометаллургической переработки располагается ниже области применения горного способа и выгодна ниже линии, соединяющей содержания 464…168 усл. ед. при цене соответственно 20…70$. Нижняя граница области располагается выше линии, соединяющей содержания 302…92 усл. ед. при цене соответственно 20…70$. Область делится практически прямой линией, соединяющей содержания 192…197 усл. ед., на две части. Ниже этой линии располагается область применения подземного выщелачивания, выше - область кучного выщелачивания.

Область наиболее эффективного применения горного способа располагается выше линии, соединяющей содержания урана в балансовой руде в 464…168 усл. ед. при цене 1 кг металла в закись-окиси соответственно в 20…70$.

Ниже нижней границы запасов, которые могут быть наиболее эффективно отработаны методом выщелачивания и ограниченных линией, соединяющей содержания урана в 302…92 усл. ед., располагаются неактивные запасы, т.е. запасы, отработка которых в настоящих экономических условиях невыгодна никаким методом.

4.10.Характеристика наиболее применимых систем разработки руд редких и

радиоактивных металлов 4.10.1. Система разработки подэтажными штреками

Общие сведения Данная система получила особенно широкое распространение на рудниках РФ

и за границей.

Наиболее благоприятны для применения этой системы следующие условия: крутое падение, мощность в средних пределах 1 от 10 до 15 м; руда от средней крепости до крепкой, имеющая сравнительно невысокое содержание полезного компонента и не содержащая включений пустой породы; плотные, устойчивые бока.

144

И этих условиях система разработки подэтажными штреками имеет большой

производительность труда, благодаря исключению операций по креплению и доставке, 4) безопасность работ; забойные рабочие находятся вне обширного

высокая ценность руды или наличие в ней включений пустой породы сказываются уже более чувствительно: требуется значительная затрата труда и средств на доставку, еще более увеличивается ущерб от потери руды, руда разубоживается, уменьшается производительность труда и интенсивность разработка т. е. система наряду с потерей многих своих достоинств приобретает существенные недостатки и поэтому может оказаться не приемлемой.

ввиду большой опасности высокого разубоживания руды и роста потерь. Эта система особенно непригодна для применения, в том случае если недостаточная

используется также и при других системах разработки, в частности при системах с

боком, с расчетом на наиболее удобное расположение рудоспусков.

Выемочный блок — камера длиной 50 м с обеих сторон ограничивается междукамерными целиками шириной 6—8 м , п о оси которых располагаются восстающие В.

В 4—6 м над кровлей основного штрека по контакту с висячим боком проводится штрек горизонта дробления Шг, который соединяется со штреком основного горизонта заранее пройденными рудоспусками, расположенными на расстоянии 8 м один от другого.

Штреки Шо и Ше проводятся обыкновенно без крепления. Восстающий В имеет два отделения — ходовое и рудоспусное и раскрепляется расстрелами с обшивкой со стороны рудоспускного отделения. Над вершинами рудоспусков после проведения штрека Шг и высечки камер дробления К укладываются грохоты Гр.

145

Нарезка блока к очистной выемке заключается в проходке из восстающего в одну сторону или встречными забоями и этажных штреков III П, располагаемых примерно посредине мощности рудного тела и в 10 м по вертикали один над другим. Участок блока высотой 10—12 м с одним подэтажным штреком называется подэтажом. При принятых размерах этаж разбивается на три подэтажа. Сечение подэтажных штреков и штрека горизонта дробления 1,8 X 2—2 X 2 м.

Самый нижний подэтажный штрек располагается в 4 м над кровлей штрека Ш г и после проходки соединяется с последи рудоспусками Р1 расширенными в верхней своей части в виде воронок. Образованию в подошве нижнего подэтажного штрека воронок обычно предшествуют «подсечка» рудного тела на этом уровне подрезными ортами П.

146

Очистная выемка блока начинается от его середины и двигается к флангам.

4.5.

Началу очистной выемки предшествует проходка о т р е з н о г о в о с с т а ю щ е г о

147

Во посредине длины блока и разделка его в «отрезную щель» во всю мощность рудного тела.

Отрезной восстающий проводится участками по 8 м из к а ж дого подэтажного штрека. Разделка восстающего в отрезную щель производится почвоуступным забоем, участками от н и ж него подэтажа к верхнему.

После образования отрезной щели, разделяющей блок по длине на две части, подсечки его снизу на длину, равную двум воронкам, и образования последних приступают к производству очистной выемки. В дальнейшем подсечка блока и образование новых воронок выполняются одновременно с продвиганием очистной выемки, опережая последнюю на длину, равную диаметру одной воронки Ш. Правилами безопасности опережение подсечной линии очистного забоя на длину более одной воронки не разрешается.

На рис. 4.5. состояние очистной выемки показано не в начальн ой стадии, а в период, когда фронт очистной выемки уже и, достаточно продвинулся в обе стороны от отрезной щели. Толща руды над каждым подэтажным штреком обуривается глубокими восстающими шпурами из подрезных ортов. Эти орты проводятся в концах подэтажных штреков и имеют высоту, равную или несколько большую высоты подэтажного штрека, а ширину не менее 1,5 м и не более 2,5 м.

Увеличенная высота орта необходима для удобства бурения. Отбиваемая при проходке ортов руда взрывом выбрасывается в очистное пространство, скатываясь в воронки и таким образом

работы по отгребке в этой стадии почти целиком исключаются.

В представленном на рис. 4.5. варианте отбойка 8—10 м толщи руды между

приходящаяся на один шпур, при этом методе отбойки составляет до 4—6 м2 и больше.

При выборе расстояния между шпурами руководствуются физическими свойствами руды, главным образом ее кусковатостыо. Большое количество крупных глыб повышает расходы по вторичному дроблению и замедляет выпуск, а при отсутствии горизонта дробления может очень неблагоприятно отразиться на работе. Высота подэтажа зависит от глубины шпуров. Так, высота этажа 10 м на рис. 4.5. определяется суммой высоты подрезного орта — 2,2—2,5 м, глубины шпуров — 6 м и толщины отбиваемого слоя от дна шпуров до подошвы вышележащего орта 1,75—2,0 м. После обуривания кровли подрезного орта на всю длину, приступают к заряжанию шпуров. Вследствие большого диаметра шпуров (70—80 мм) и достаточной емкости, их перед заряжанием не простреливают.

проходка орта, которая при длине заходок 2 м требует три смены. Число шпуров в комплекте — 5.

10 шпуров бурильщик выбуривает в одну смену; в концу смены производится заряжание и взрывание, а в промежутке между сменами — проветривание. Производительность бурильщика на проходке орта составляет 60—80 т в смену.

;

смены

Вторая часть цикла состоит в отбойке уступа шестью шпурами глубиной по 7 м На рис. 4.5. представлен сводный график организации очистных работ в камере с

пока линия забоя не продвинется с обеих сторон блока до границы междукамерных целиков. Во избежание преждевременното заполнения выработанного пространства камеры пустыми породами с вышележащего этажа, для поддержания боков камеры и для сохранения вентиляционного штрека в кровле камеры оставляется определенной толщины подштрековый целик П (рис. 4.5.), обычно называемый потолочиной.

Междукамерные целики и потолочина отрабатываются позднее, часто после выемки двух и более соседних камер. Порядок и способы отработки целиков бывают различные. В одних случаях потолочину и междукамерные целики вырабатывают одновременно, производя массовую их посадку скважинами или мощными зарядами в выработанное пространство камер, в других —потолочина обрушается массовым взрывом в открытую камеру, а междукамерные целики отрабатываются впоследствии методом слоевого или подэтажного обрушения, когда камеры заполняться обрушившейся сверху породой.

Характерной и важной особенностью системы разработки подэтажными штреками является значительная разница между условиями выемки камер и отработки целиков. Насколько применяемые в настоящее время способы выемки руды в камерах эффективны, настолько способы выемки целиков еще несовершенны, связаны с очень большими потерями руды, а иногда и опасны.

Такая разница в условиях выемки камер и целиков заставляет, с одной стороны, обратить особенное внимание на дальнейшее усовершенствование способов отработки целиков и, с другой — изыскивать средства для увеличения «камерного запаса».

149

а) вариант с расположением камер длинной стороной по простиранию рудного тела (как в рассмотренном ранее типовом примере) и продвиганием очистной выемки по простиранию;

б) вариант с расположением камер длинной стороной вкрест простирания и отработкой камер также в направлении вкрест простирания.

Последний вариант, строго говоря, относится к классу комбинированных систем разработки (1-я группа — системы с открытыми камерами).

простирания это соотношение уменьшается до 2 : 1 и, в лучшем случае, до 3 : 1 (ширина камер 15—18 м, ширина целиков 6—8 м. Одно это сопоставление говорит о меньшей эффективности второго варианта. Все трудности, связанные с отработкой целиков а также и потери руды здесь, по сравнению с первым вариант ом, значительно возрастают.

Необходимость расположения камер вкрест простирания вызывается: тем, что: а) при мощности рудного тела свыше 20 м площадь обнаженной снизу потолочины становится оч ен ь большой и потолочина может преждевременно обрушится; б) опасностью работ по подсечке блока и развертыванию воронок, в) необходимостью значительно увеличивать толщину потолочины и междукамерных целиков.

4.10.1.3. Основные производственные операции

подэтажными штреками линия очистного забоя располагается вертикально или потолкоуступно. По правилам безопасности опережение уступов не должно превышать 6 м. В порядке исключения в практике встречается третья разновидность, с опережением выемки верхних подэтажей над нижними. Выбор способа отбойки зависит как от расположения шпуров, так, главным образом, от устойчивости руды и боков. При обуривании подэтажей только восходящими шпурами линия забоя неизбежно должна располагаться вертикально. При обуривании восходящими и нисходящими шпурами выемку можно вести любым из трех способов. При обуривании только нисходящими шпурами наиболее благоприятные условия создаются потолкоуступной линией забоя, а опережение верхних подэтажей над нижними становится опасным.

На рис. 220 изображены различные способы отбойки, применяемые в практике. Рассмотрим и сопоставим их.

150