Экономико-математическое моделирование и выбор подземной геотехнологии отработки наклонного месторождения кварца

И.В. Соколов, Ю.Г. Антипин, К.В. Барановский

ЭКОНОМИКО-МАТЕМАТИЧЕСКОЕ МОДЕЛИРОВАНИЕ И ВЫБОР ПОДЗЕМНОЙ ГЕОТЕХНОЛОГИИ ОТРАБОТКИ НАКЛОННОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ КВАРЦА*

Установлены и исследованы факторы, влияющие на показатели эффективности и извлечения руды при подземной разработке сред-немощных наклонных рудных тел. Проведена комплексная оценка применимых систем разработки и их соответствия требованиям, предъявляемым к снижению потерь кварца при добыче и качеству исходного кварцевого сырья. Установлено, что повышение эффективности и безопасности разработки наклонных рудных тел высокоценного кварца достигается путем применения комбинированной системы разработки (КСР) с оптимальными конструктивными параметрами, формой конструктивных элементов и показателями извлечения. На основе выполненной систематизации сконструировано 7 рациональных вариантов КСР. Разработана методика определения потерь и разубоживания руды при КСР в зависимости от мощности и угла падения рудного тела и по критерию минимума потерь установлены наиболее конкурентоспособные варианты для экономико-математического моделирования. Выполнен выбор оптимального варианта КСР по критерию максимума прибыли на 1 т балансовых запасов с учетом установленных факторов, влияющих на эффективность отработки Кыштымского месторождения высокоценного кварца.

Ключевые слова: подземная разработка, месторождение кварца, наклонное рудное тело, комбинированная система разработки, потери и разубоживание, экономико-математическое моделирование, прибыль.

В настоящее время Кыштымское месторождение высокоценного гранулированного кварца является практически единственным в России источником сырья для производ-

* Исследования проведены при финансовой поддержке государства в лице Минобрнауки России (уникальный идентификатор проекта RFMEF160714X0026).

ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2016. № 5. С. 346-356. © 2016. И.В. Соколов, Ю.Г. Антипин, К.В. Барановский.

УДК 622.272. 06.001.57

ства принципиально новых материалов (кварцевое стекло, специальная керамика, продукция двойного назначения). В связи с ограниченностью запасов кварца обоснование подземной геотехнологии, основанной на рациональном использовании недр месторождения, особенно актуально для развития инновационных отраслей российской промышленности. Таким образом, целью исследований явилось разработка подземной геотехнологии добычи, обеспечивающей кардинальное снижение потерь балансовых запасов высокоценного кварца в недрах. Основная идея заключается в том, что повышение эффективности и безопасности разработки наклонных рудных тел высокоценного кварца достигается путем применения КСР с оптимальными конструктивными параметрами, формой конструктивных элементов и показателями извлечения. Объектом исследований является подземная геотехнология отработки наклонных рудных тел высокоценного кварца, предметом — оптимальные параметры и конструкция КСР.

Основным недостатком наклонного угла падения рудного тела (20—40 град.) в сочетании со средней мощностью (4—20 м) является техническая невозможность полного выпуска руды из блока, что определяет большие потери отбитой руды и руды в неизвлекаемых целиках. Традиционно отработка рудных месторождений с подобными горно-геологическими условиями считается неудобной.

На основании анализа горнотехнической литературы, обобщения теории и опыта разработки наклонных месторождений различными технологиями, определены пути ее совершенствования в условиях Кыштымского подземного рудника. Проведенная комплексная оценка соответствия существующих технологических решений требованиям, предъявляемым к снижению потерь кварца при добыче и качеству исходного кварцевого сырья [1—4], показала следующее.

Применение систем разработки с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями ведет к неизбежному попаданию цемента в добываемую рудную массу, поскольку весьма трудно полностью изолировать искусственный массив от рудного. Одна, две или три поверхности закладочного массива (в зависимости от принятого порядка ведения очистных работ в горизонтальной и вертикальной плоскостях) всегда будут контактировать с кварцем. Жесткие требования по присутствию вредных примесей в кварце (например, содержание Са < 5,0—0,15 ррт) [5, 6] со стороны технологии его обогаще-

ния исключают применение этих систем для разработки Кыш-тымского месторождения. Камерно-столбовым системам разработки присущи большие потери в неизвлекаемых целиках (25—40%). Так, применяемая в настоящее время на руднике камерно-целиковая система разработки подэтажа 346/316 м характеризуется уровнем потерь 28% [7]. Системы с обрушением руды и вмещающих пород также характеризуются высоким уровнем не только потерь (18—30%), но и — разубоживания (20—35%) [8]. Установлено, что кардинальное (в 2 раза и более) снижение потерь кварца в недрах может быть достигнуто применением КСР, которая представляет собой совместное использование двух систем в одном очистном блоке: с открытым

Рис. 1 — Варианты 2 (а), 4 (б) и 5 (в) комбинированной системы разработки: 1 — доставочный штрек; 2 — погрузочный заезд; 3 — траншейный штрек; 4 — буровая заходка; 5 — орт и буровая ниша; 6 — фланговый вен-тиляционно-ходовой восстающий

очистным пространством при выемке основных камерных запасов и с обрушением руды и вмещающих пород при выемке междукамерных целиков (МКЦ).

В соответствии с выполненной систематизацией сконструировано семь технически рациональных вариантов КСР, различающиеся формой МКЦ, условиями и способами их отработки, пригодные для применения в широком диапазоне изменения горно-геологических условий. Конструкция наиболее конкурентоспособных вариантов 2, 4 и 5 КСР приведена на рис. 1, а, б, в соответственно. Они имеют увеличенную ширину камеры 26 м и податливые МКЦ трапециевидной формы. В отличие от традиционных прямоугольных МКЦ запасы в них снижаются на 40—45%.

Методологической базой для выбора эффективной подземной геотехнологии является системный подход к обоснованию оптимальной системы разработки и ее параметров, основанный на учете всех факторов и сравнении вариантов по критерию прибыли (Пр) на единицу погашаемых балансовых запасов [9]. Технологические и конструктивные параметры, соответствующие варианту системы разработки с наибольшей прибылью, считаются оптимальными. Целевая функция применительно к кварцевому горно-обогатительному производству имеет вид n ^ - ^

Пр = 0,01п X zi

ce{ - C--> max , руб./т

i=i 1 - Р где п = (1—П) — коэффициент извлечения руды при добыче, где П — потери, доли ед.; n — количество реализуемых концентратов; Z. — цена /'-го концентрата на мировом рынке кварцевого сырья; с — содержание кварца в погашаемых балансовых запасах, %; в. — извлечение кварца в /'-й концентрат при обогащении, доли ед., определяемая в зависимости от его содержания в добытой руде а = с(1— Р); Р — разубоживание, доли ед.; C — себестоимость добычи, транспорта и обогащения 1 т добытой руды, руб./т.

Одним из важнейших направлений увеличения эффективности подземной добычи кварца является оптимизация показателей извлечения руды при отработке не только всего месторождения, но и конкретных добычных объектов (выемочных единиц) [10]. Из (1) видно, что показатели извлечения существенно влияют как на извлекаемую ценность балансовых запасов кварца, так и на себестоимость его добычи и переработки. Учитывая цель работы — максимально низкие потери

Таблица 1

Значения потерь и разубоживания по вариантам КСР, %

Показатель извлечения Вариант КСР

1 2 3 4 5 6 7

Потери 15,72 10,68 14,58 9,88 6,39 30,54 29,40

Разубоживание 9,13 11,97 15,17 18,01 14,24 10,87 17,78

балансовых запасов кварца в недрах, на первом этапе выбора за критерий оценки эффективности сконструированных 7-ми вариантов КСР принят минимум потерь. При этом варианты КСР с минимальными потерями считаются наиболее конкурентными и отбираются для дальнейшего сравнения по (1).

Для КСР среднемощных наклонных рудных тел разработана методика определения показателей извлечения — потерь и разубожиавния. На основе методики для каждого варианта КСР установлены зависимости показателей извлечения руды из блока от наиболее значимых горно-геологических факторов — мощности (т ) и угла падения (а ) рудного тела [11, 12]. Анализ установленных зависимостей для 7-ми исследованных вариантов показывает, что наиболее конкурентоспособными по минимуму эксплуатационных потерь при добыче являются варианты 2, 4 и 5 КСР. При средних значениях мощности (12 м) и угла падения рудного тела (30 град.) величина потерь составляет 10,68%, 9,88% и 6,39% для вариантов 2, 4 и 5, соответственно (табл. 1), что обеспечивает снижение потерь более чем в 2 раза по сравнению с базовым вариантом технологии (П = 27,93 %).

Для выбора оптимального варианта разработана методика оценки вариантов КСР по критерию максимальной прибыли, позволяющая определить основные технико-экономические показатели (ТЭП): эксплуатационные затраты на технологические процессы добычи (проходка, отбойка, выпуск и транспортирование) и предобогащения руды; себестоимость 1 т добытой руды; извлекаемую ценность, себестоимость и прибыль, отнесенные на 1 т погашаемых балансовых запасов и 1 т предконцентрата, в зависимости от горно-геологических, конструктивных и технологических факторов с учетом потерь и разубоживания руды.

Извлекаемая ценность 1 т погашаемых балансовых запасов — первая часть (1), учитывает обогатительный передел, включающий первую стадию обогащения исходного кварцевого сырья (добытая руда из блока) с получением предконцентрата и вторую стадию глубокого обогащения с получением концентратов

с высоким содержанием чистого кварца и низким содержанием примесей. Показатели первой стадии (выход предконцентрата) зависят от технологии добычи руды через показатели извлечения (потери и разубоживание) и качество дробления. Показатели второй стадии — не зависят от технологии добычи руды, но зависят от выхода предконцентрата. Содержание кварца в предконцентрате должно быть не ниже 90%.

Принимая во внимание стадийность обогащения жильной массы, для проведения экономико-математического моделирования (ЭММ) вариантов технологии КСР достаточно определить извлекаемую ценность на стадии первичной переработки исходного сырья с получением предконцентрата с содержанием кварца 90%, выход которого зависит от потерь и разубоживания руды. Тогда формула (1) принимает вид

1 - П

ПР = ZYnpKi4i - Ci j-y ^ max , руб/т

где Z — цена 1 т предконцентрата с содержанием кварца 90%, руб/т; упрк . = 0,384/(1 + Р.) — выход предконцентрата при предо-богащении по z'-му варианту КСР, доли ед.; п — коэффициент извлечения руды при добыче по z'-му варианту КСР, доли ед.; C — суммарная себестоимость добычи и предобогащения 1 т добытой руды по z'-му варианту КСР, руб/т; Р. — разубоживание руды по z'-му варианту КСР, доли ед.; П. — потери руды по z'-му варианту КСР, доли ед.

В качестве исходных данных для ЭММ приняты показатели добычи и предобогащения, достигнутые на Кыштымском подземном руднике.

В результате ЭММ определена зависимость суммарной себестоимости добычи и предобогащения 1 т добытой руды от мощности и угла падения рудного тела по вариантам КСР (рис. 2). Установлено ее снижение при увеличении трт. во всех вариантах КСР, а при увеличении а т. — снижение в варианте 2 и повышение в вариантах 4 и 5 КСР. Для средних трт = 12 м и арт = 30° суммарная себестоимость добычи и предобогащения руды при варианте 2 КСР ниже на 15,8% и 17,4% по сравнению с вариантами 4 и 5 КСР, соответственно.

Определена зависимость извлекаемой ценности 1 т балансовых запасов кварца от трт. и арт. (рис. 3). Из графиков видно повышение извлекаемой ценности во всех вариантах КСР при увеличении m , а при увеличении а — снижение в вариантах 2 и 4

р.т.' г J _р.т. г

КСР и повышение в варианте 5 КСР. При средних значениях m

Влрнант 4 КСР Варили* 5 КСР

Ч I н » Я

Моиичсть П№«П1 »в л*, м

Рис. 2. Зависимость себестоимости добычи и предобогащения от мощности и угла падения рудного тела по вариантам 2, 4, 5 КСР

ЬрнитчкС*

Рис. 3. Зависимость извлекаемой ценности от мощности и угла падения рудного тела по вариантам 2, 4, 5 КСР

Рис. 4. Зависимость условной прибыли от мощности и угла падения рудного тела по вариантам 2, 4, 5 КСР

и а извлекаемая ценность в варианте 5 КСР выше на 2,7% и 7,3%, чем при вариантах 2 и 4 КСР, соответственно.

На окончательном этапе ЭММ определена зависимость условной прибыли на 1 т балансовых запасов кварца от т и а

Г х р.т. ^р.т.

(рис. 4). Графики показывают убыточность всех вариантов КСР при т <4 м и а = 20—40°, варианта 4 — при т <8 м и а = 25—

р.т. р.т. р.т. р.т.

40°, варианта 5 — при т <8 м и а = 30—40 . При остальных

' Г Г "р.т. р.т.

значениях т и а КСР прибыльна. При средних значениях

р.т. р.т. Г Г Г

т т. и а т прибыль в варианте 2 КСР выше на 167,8 руб/т (65,7%) и р^07,2р руб/т (33,9%), чем в вариантах 4 и 5 КСР, соответственно.

Результаты ЭММ вариантов КСР при средних значениях тр т. и арт. обобщены в ТЭП, отнесенных на 1 т балансовых запасов блока (табл. 2).

Таким образом, в результате ЭММ установлено, что оптимальным является вариант 2 КСР, отличающийся увеличенной шириной камеры 26 м и податливым МКЦ трапециевидной формы, отрабатываемым под консолью пород висячего бока с взрыводоставкой и выпуском руды через траншейное днище. Его применение обеспечивает снижение потерь кварца в недрах в 2,5 раза, наименьшие эксплуатационные затраты и наи-

Таблица 2

Технико-экономические показатели вариантов КСР, отнесенные на 1 т балансовых запасов блока

Показатель Варианты КСР

2 4 5

1. Балансовые запасы блока, т 84000

2. Потери, % 10,68 9,88 6,39

3. Разубоживание, % 11,97 18,01 14,24

4. Извлекаемые запасы опытного блока, т 85213 92329 91689

5. Извлекаемая ценность, руб./т 1072,13 1026,36 1101,29

6. Удельные эксплуатационные затраты на технологические процессы, руб./т:

на ПНР 284,61 285,86 297,58

на отбойку 186,34 293,54 297,27

на выпуск и транспортирование руды 117,78 126,48 125,69

на предобогащение 60,29 65,31 64,86

7. Удельные эксплуатационные затраты на добычу и предобогащение, руб./т 649,02 771,19 785,4

8. Условная прибыль, руб./т 423,11 255,17 315,89

большую прибыль на 1 т погашаемых балансовых запасов. Установлено, что отработка рудного тела при мощности менее 4 м экономически неэффективна. Вариант 2 КСР рекомендован для проведения экспериментальных исследований в натурных условиях этажа 346/316 м Кыштымского рудника на участке с горно-геологическими условиями, соответствующими средним (m = 12 м и а = 30°).

4 р.т. р.т. '

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Fiscor S. Ravett minerals: an evolving american success story // Engineering and Mining Journal. — 2012. — № 6. — P. 64—73.

2. Lovejoy C. Taking troy to the next level // Mining Magazine — 2011. — December. - P. 13-14.

3. Malone S. Metorex spreads its African wings // Mining Magazine — 2002. — June. — P. 1—5.

4. Глотов В.В., Пахалуев Б.Г. Физическое моделирование гидрозачистки выемочных блоков в наклонных рудных залежах // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2013. — № 4. — С. 5—9.

5. Jung L. High purity natural quartz. Quartz Tehnology. Inc. P.: New. Jersey, 1995. 550 Р.

6. Бродская Р. Л., Гётце Й., Котова Е. Л., Хайде Г. Анализ строения индивидов и агрегатов жильного кварца и оценка качества кварцевого сырья (на примере месторождений Кыштымского района, Урал) // Записки Российского минералогического общества. — 2015. — Т. 144. — № 1. - С. 93-100.

7. Соколов И. В., Антипин Ю. Г., Барановский К. В. Совершенствование технологии опытно-промышленной отработки переходной зоны Кыштымского месторождения кварца // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2014. — № 6. — С. 183-189.

8. Савич И. Н., Павлов А. А., Романов В. А., Сухов Д. И. Подэтажный торцевой выпуск при подземной разработке наклонных рудных тел с неравномерным оруденением // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2012. — № 8. — С. 57—60.

9. Соколов И. В., Смирнов А. А., Антипин Ю. Г., Барановский К. В., Рожков А. А. Ресурсосберегающая технология подземной разработки месторождения высокоценного кварца // ФТПРПИ. — 2015. — № 6. — С. 133—145.

10. Соколов И. В., Смирнов А. А., Антипин Ю. Г., Соколов Р. И. Влияние показателей извлечения на эффективность технологии подземной разработки рудных месторождений // Известия вузов. Горный журнал. — 2012. — № 3. — С. 4 — 11.

11. Неверов А. А., Фрейдин А. М., Неверов С. А., Хмелинин А. П. Устойчивость поддерживающих целиков и кровли лавных подсечек при комбинированной технологии выемки пологих рудных залежей // Вестник КузГТУ. — 2013. — № 5. — C. 124—129.

12. Богуславский Э.И., Коржавых П.В. Условия применения этаж-но-камерных систем при отработке глубоких рудных месторождений // Горный информационно-аналитический бюллетень. — 2012. — № 1. — С. 5—8. ЕЛЭ

КОРОТКО ОБ АВТОРАХ

Соколов Игорь Владимирович1 — доктор технических наук, зав. лабораторией, e-mail: geotech@igduran.ru, Антипин Юрий Георгиевич1 — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,

Барановский Кирилл Васильевич1 — научный сотрудник, 1 Институт горного дела Уральского отделения РАН.

Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2016. No. 5, pp. 346-356. I.V. Sokolov, Yu.G. Antipin, K.V. Baranovskiy ECONOMIC-MATHEMATICAL MODELING OF UNDERGROUND GEOTECHNOLOGY DEPOSITS OF QUARTZ

The results of research conducted in order to develop high-valuation production of underground Geotechnology quartz ensuring economic efficiency and drastic reduction of losses in the depths of quartz. On the basis of an analytical review of the current scientific, technical, regulatory, methodical literature established and examined the factors affecting the perfor-

UDC 622.272. 06.001.57

mance indicators and extraction of ore in underground middle powerful inclined ore bodies. The complex estimation of the applicable development systems and their compliance with the requirements of the reduction of losses in the production of quartz and quartz quality of the raw materials. It was found that increasing the efficiency and safety of the development of high-value inclined ore bodies of quartz is achieved by applying the combined system development (CSD) with optimum construction parameters, a form of structural components and ore extraction index. Is performed systematization and design options for the CSD. On the basis of the developed methods for determining losses and dilution of ore in the CSD according to the thickness and angle of the orebody on the criterion of minimum losses mounted the most competitive options for economic and mathematical modeling. On the basis of economic and mathematical modeling made the choice of optimal variant of the CSD according to the criterion of maximum profit per 1 ton of balance reserves, taking into account established factors affecting the efficiency of mining deposits of high-value Kyshtym quartz.

Key words: underground mining, mine quartz slope ore body, combined system development, losses and contaminaton, economic and mathematical modeling, profit.

AUTHORS

SokolovI.V.1, Doctor of Technical Sciences, Head of Laboratory, e-mail: geotech@igduran.ru,

Antipin Yu.G.1, Candidate of Technical Sciences, Senior Researcher, Baranovskiy K.V.1, Researcher,

1 Institute of Mining of Ural Branch of Russian Academy of Sciences, 620075, Ekaterinburg, Russia.

ACKNOWLEDGEMENTS

Research conducted with the financial support of the state represented by the Ministry of education and science of Russia (unique identifier of project RFMEF160714X0026).

REFERENCES

1. Fiscor S. Ravett minerals: an evolving american success story. Engineering and Mining Journal. 2012, no 6. P. 64—73.

2. Lovejoy C. Taking troy to the next level. Mining Magazine. 2011. December. P. 13—14.

3. Malone S. Metorex spreads its African wings. Mining Magazine. 2002. June. P. 1—5.

4. Glotov V. V., Pakhaluev B. G. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2013, no 4, pp. 5—9.

5. Jung L. High purity natural quartz. Quartz Tehnology. Inc. P.: New. Jersey, 1995. 550 p.

6. Brodskaya R. L., Gettse Y., Kotova E. L., Khayde G. Zapiski Rossiyskogo mineralog-icheskogo obshchestva. 2015, vol. 144, no 1, pp. 93—100.

7. Sokolov I. V., Antipin Yu. G., Baranovskiy K. V. Gornyy informatsionno-analitiches-kiy byulleten'. 2014, no 6, pp. 183-189.

8. Savich I. N., Pavlov A. A., Romanov V. A., Sukhov D. I. Gornyy informatsionno-ana-liticheskiy byulleten'. 2012, no 8, pp. 57-60.

9. Sokolov I. V., Smirnov A. A., Antipin Yu. G., Baranovskiy K. V., Rozhkov A. A. Fiziko-tekhnicheskiyeproblemy razrabotkipoleznykh iskopayemykh. 2015, no 6, pp. 133-145.

10. Sokolov I. V., Smirnov A. A., Antipin Yu. G., Sokolov R. I. Izvestiya vuzov. Gornyy zhurnal. 2012, no 3, pp. 4 11.

11. Neverov A. A., Freydin A. M., Neverov S. A., Khmelinin A. P. Vestnik KuzGTU. 2013, no 5, pp. 124-129.

12. Boguslavskiy E. I., Korzhavykh P. V. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byul-leten'. 2012, no 1, pp. 5-8.