Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ существующих решений по обоснованию развития открытых горных работ. цель и задачи исследования 9
1.1. Анализ методов обоснования производственной мощности карьера 9
1.2. Анализ исследований режима горных работ 16
1.3. Анализ исследований технологии и организации горных работ, связанных с обеспечением рационального режима горных работ 28
1.4. Особенности открытой разработки кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород 32
1.5. Цель, задачи и методы исследования 39
2. Исследование развития открытых горных работ при разработке кимберлитовых трубок 40
2.1. Установление взаимосвязи параметров карьера 40
2.2. Методика определения рациональной производственной мощности карьера 43
2.3. Исследование закономерностей развития горных работ в период ввода выемочного оборудования 64
2.4. Графическое моделирование развития горных работ в период строительства карьера на основе аналитических исследований динамики активных запасов горной массы 72
2.5. Исследование развития горных работ в период эксплуатации месторождения 86
2.6. Выводы по главе 90
3. Обоснование метода управления интенсивностью ведения горных работ 91
3.1. Обоснование режима добычных работ в период окупаемости инвестиций 91
3.2. Разработка метода управления интенсивностью ведения горных работ
3.3. Исследование технологических возможностей переноса объемов добычи на более ранние периоды разработки 98
3.4. Выводы по главе 101
4. Обоснование рационального режима горных работ при освоении коренных месторождении алмазов с мощной толщей покрывающих пород 102
4.1. Особенности геологического строения кимберлитовых трубок Европейского Севера России 102
4.2. Проектирование режима горных работ при освоении кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород (традиционный подход к проектированию) 105
4.3. Проектирование режима горных работ, обеспечивающего сокращение срока окупаемости инвестиций 110
4.4. Сравнительный технико-экономический анализ 112
4.5. Анализ чувствительности. Оценка рисков 116
4.6. Обоснование рационального режима добычных и вскрышных работ 118
4.7. Выводы по главе 120
Заключение 122
Список использованных источников 124
- Анализ исследований режима горных работ
- Методика определения рациональной производственной мощности карьера
- Разработка метода управления интенсивностью ведения горных работ
- Проектирование режима горных работ при освоении кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород (традиционный подход к проектированию)
Введение к работе
Актуальность работы. Горнодобывающие предприятия одни из самых капиталоемких, и миллиарды рублей необходимых основных вложений (инвестиций), являются долгосрочными и приходятся на первые годы строительства при сроках службы карьеров, измеряемых десятками лет.
В мировой практике используется ряд критериев оценки эффективности инвестиционных проектов. Отработка месторождения должна обеспечивать превышение внутренней ставкой дохода принятой нормы дисконта, положительную величину чистого дисконтированного дохода и индекс прибыльности более единицы. Но, помимо указанных показателей, исключительно важным для инвестиционной привлекательности проекта является срок окупаемости инвестиций.
Одна из самых сложных задач для проектировщика минимизировать срок окупаемости инвестиций на карьерах с неблагоприятными условиями залегания месторождений. Европейский Север России (Архангельская область) богат алмазоносными кимберлитовыми трубками, однако условия их залегания в этом регионе отличаются высокой сложностью. Типичными особенностями являются: перекрывающий чехол порядка 60 и более метров, бедные руды в кратерной фации и большая мощность самого кратера (до 100 м).
Традиционный подход при проектировании карьера: достижение проектной мощности в бедных рудах кратерной фации и поддержание ее до окончания отработки запасов, обусловливающее нормальную работу обогатительной фабрики при равномерном режиме работы карьера как по вскрышным, так и по добычным работам, - показал себя непривлекательным для инвестирования, так как срок окупаемости инвестиций достигает 16 лет и более. Но несмотря на это запасы, охарактеризованные как балансовые, представляют интерес и для открытых, и для подземных способов разработки месторождений.
На сегодняшний день маловероятно появление новых революционных горных технологий, и основным направлением повышения эффективности освоения рассматриваемых месторождений является совершенствование технологии и организации, связанное с установлением рациональной производственной мощности предприятий и последовательностью строительства и ввода в эксплуатацию месторождений, способных сократить срок окупаемости инвестиций.
Поэтому обоснование последовательности строительства и ввода в эксплуатацию, а также совершенствование технолого-организационных методов доступа к георесурсам при открытой разработке алмазоносных кимберлитовых трубок Архангельского региона, направленных на обеспечение инвестиционной привлекательности проектов их отработки, является актуальной научной задачей.
Объектом исследования являются алмазоносные кимберлитовые трубки с мощной толщей покрывающих пород, залегающие на территории Российской Федерации в Архангельской области с балансовыми запасами, представляющими интерес для разработки.
Целью диссертационной работы является обеспечение инвестиционной привлекательности проектов открытой разработки кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород.
Основная идея заключается в том, что для повышения эффективности отработки кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород и залеганием бедных руд в кратерной части необходимо обеспечить максимально возможный темп углубления горных работ и сдать карьер в эксплуатацию на запасах богатых руд.
Основные научные положения, представляемые к защите:
1. В целях сокращения срока окупаемости инвестиций при отработке кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород необходимо обеспечить высокие темпы углубления горных работ в период строительства, которые достигаются за счет поддержания равного объема кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород, что является вкладом в теорию проектирования горнотехнических систем карьеров. Практическая ценность работы состоит:
- в предложенном методе управления интенсивностью ведения горных работ, основанном на целенаправленном распределении активных запасов горной массы на уступах;
- в обосновании рационального ступенчато-убывающего графика режима горных работ для условий открытой разработки кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород, обеспечивающего повышение эффективности инвестиций и освоения месторождений алмазов.
Апробация результатов работы. Основные результаты диссертационной работы докладывались и обсуждались на семинарах кафедры ТО МГГУ, ежегодной научно-технической конференции студентов-магистров (Москва, 2004), на международной конференции «Проблемы горного дела глазами молодых» (Москва, 2005), на международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, 2006, 2007).
Публикации. Основное содержание диссертационной работы опубликовано в 3 печатных работах.
1. Игнатов А.О. Обоснование ступенчато-убывающего графика режима добычных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород//Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2005. - №4. - С. 64 - 67.
2. Игнатов А.О. Управление режимом горных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок Архангельского региона//Проблемы освоения недр глазами молодых. - М.: Издательство ИПКОН, 2005. -С. 126-128.
3. Игнатов А.О. Управление организацией ведения горных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок Европейского Севера России //Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2006. - №2. -С. 76-79.
кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород, что является вкладом в теорию проектирования горнотехнических систем карьеров. Практическая ценность работы состоит:
- в предложенном методе управления интенсивностью ведения горных работ, основанном на целенаправленном распределении активных запасов горной массы на уступах;
- в обосновании рационального ступенчато-убывающего графика режима горных работ для условий открытой разработки кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород, обеспечивающего повышение эффективности инвестиций и освоения месторождений алмазов.
Апробация результатов работы. Основные результаты диссертационной работы докладывались и обсуждались на семинарах кафедры ТО МГГУ, ежегодной научно-технической конференции студентов-магистров (Москва, 2004), на международной конференции «Проблемы горного дела глазами молодых» (Москва, 2005), на международных научных симпозиумах «Неделя горняка» (Москва, 2006, 2007).
Публикации. Основное содержание диссертационной работы опубликовано в 3 печатных работах.
1. Игнатов А.О. Обоснование ступенчато-убывающего графика режима добычных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород//Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2005. - №4. - С. 64 - 67.
2. Игнатов А.О. Управление режимом горных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок Архангельского региона//Проблемы освоения недр глазами молодых. - М.: Издательство ИПКОН, 2005. -С. 126-128.
3. Игнатов А.О. Управление организацией ведения горных работ при открытой разработке кимберлитовых трубок Европейского Севера России //Горный информационно-аналитический бюллетень. - 2006. - №2. -С. 76-79.
Объем и структура диссертации. Диссертация состоит из введения, четырех глав и заключения, изложена на 130 страницах машинописного текста, содержит 12 таблиц, 40 рисунков и библиографический список из 70 наименований.
Анализ исследований режима горных работ
Производственная мощность карьера является одним из главных составляющих параметров режима горных работ. Понятие "режим горных работ" впервые было введено в начале 50-х годов академиком В.В. Ржевским. Им были разработаны его теоретические основы. Под режимом горных работ было предложено понимать "порядок выполнения вскрышных и добычных работ в границах карьерного поля, обеспечивающий планомерную, безопасную и экономически эффективную разработку месторождения за срок существования карьера" [50], но в период становления теории большое внимание уделялось их пространственному развитию, и границы понятия "режим горных работ" оказались настолько широки, что включали в себя и системы разработки и направления развития горных работ в карьерном поле, что создало определённые неудобства при исследованиях и проектировании. Поэтому в начале 70-х годов понятие режима горных работ было трансформировано и означало "установленную проектом или исследованием последовательность выполнения объёмов вскрышных и добычных работ во времени, обеспечивающую планомерную, безопасную и экономически эффективную разработку месторождения за срок существования карьера" [32].
При анализе исследовании режимов горных работ нельзя не заметить тенденцию проведения ряда, как считается, необходимых шагов. А именно: S горно-геометрического анализа месторождения; построение календарных графиков выемки вскрышных пород и добычи полезного ископаемого; построение на базе календарных, графиков режима горных работ (вскрышных и добычных); регулирование и обоснование, с точки зрения технологии и организации открытых горных работ, построенных графиков режима вскрышных и добычных работ.
Целью горно-геометрического анализа является установление объективных характеристик, присущих самому месторождению, разрабатываемому открытым способом, и изучение изменения текущих показателей разработки в зависимости от способа и порядка перемещения рабочей зоны карьера. В процессе горно-геометрического анализа [58], прежде всего, исследуют зависимость поэтапно извлекаемых объемов вскрышных пород и полезных ископаемых от положения горных работ в карьере на отдельных этапах. Устанавливают границы карьера, эскизно намечают технологию разработки месторождения и ряд возможных вариантов начального положения горных выработок (разрезной траншеи) и направлений развития работ.
Понятие геометрического анализа карьерного поля ввел акад. В.В. Ржевский [49, .50]. Им разработан метод геометрического анализа, основанный на теории векторных приращений объемов при перемещении топографических поверхностей (метод косых проекций, метод трапеций).
Сущность метода заключается в том, что карьер с конечным или промежуточным положением его бортов представляет собой некоторый объем, заключенный между двумя топографическими поверхностями. Одна из этих поверхностей есть действительная топографическая поверхность участка земной поверхности, относящегося к карьерному полю. Другая поверхность возникает и перемещается в пространстве земной коры в результате производства открытых горных работ. Размер и положение этой поверхности меняются по мере ведения горных работ.
Другая техника геометрического анализа была разработана проф. А.И. Арсентьевым [2, 38]. Он ввел в употребление интегральные, кумулятивные графики объемов вскрыши как функции объема полезного ископаемого в карьере V=f(P), строящиеся для послойной отработки запасов месторождения в конечных контурах карьера и при максимальных углах откоса рабочей зоны в исследуемом варианте траектории углубки дна, для однородных месторождений. В случае неоднородности, при проектировании комплексных месторождений необходимо использовать коэффициент выемки вместо коэффициента вскрыши, и поэтому автор метода предлагает ввести другой кумулятивный график P=f(Q) зависимости нарастающих объемов руды от нарастающих объемов горной массы, вынимаемых по мере углубки карьера. Данные графики позволяют принимать надежные проектные решения.
В проектной практике наибольшее распространение получило графическое моделирование развития горных работ на погоризонтных планах и поперечных профилях, в результате которого получаются искомые графики распределения горно-геометрических характеристик карьера в пространстве и времени, разработанные проф. А.И. Арсентьевым [3, 4, 7]. К достоинствам данного метода горно-геометрического анализа следует отнести высокую точность, надежность, пригодность для крутых месторождений любой сложности залегания и при любых способах вскрытия и подготовки горизонтов, возможность быстрого и надежного составления календарного плана горных работ и совмещенного плана карьера на любой заданный период. Недостаток метода заключается в большом объеме графических и вычислительных работ.
Использование компьютерных технологий для геометрического анализа карьерных полей с начала появления первых электронно-вычислительных машин осуществлялось по трем направлениям машина используется для подсчета запасов классификации качественных свойств залежи и покрывающих пород по признакам и т.д. вне зависимости от интенсивности и последовательности производства горных работ; S решение задач геометрии движения рабочей зоны карьера при направленном подсчете объемов для определенного порядка развития горных работ; алгоритмическая универсальность и высокое быстродействие компьютерных технологий позволяли использовать также методы оптимального планирования.
Методика определения рациональной производственной мощности карьера
На основании аналитической модели взаимосвязи основных параметров горных работ была разработана методика обоснования производственной мощности карьера по руде: Исходные данные и условия решения задач При исследовании производственной мощности карьера данным методом необходимо задать на основании геологических данных и нормативной документации следующие величины: Ми - мощность слоя наносов, м; Мкр - мощность кратерной части трубки, м; М КР - мощность богатой части кратера, м; Н/с - конечная глубина карьера, м; Нук - высота рабочего уступа в коренных породах, м; ВдК - диаметр дна карьера, м; DpK - диаметр разрезного котлована, м; Уср, Укр, Уж- плотность руды соответственно средняя, кратерной фации и жерла трубки, т/м3; Pi,P2- угол падения соответственно жерловой и кратерной частей трубки, град; УРН, унн- угол наклона борта карьера соответственно рабочего и нерабочего в наносах, град; УРК, Унк- угол наклона борта карьера соответственно рабочего и нерабочего в коренных породах, град; и задать переменными величинами: У ГА - темп углубления горных работ (і = 1,2, ... ,п), м/год; T0.j - срок окупаемости инвестиций (/ = 1,2, ... ,т), год.
В рамках второй главы необходимо решение такой задачи исследования как определение закономерностей движения активных запасов горной массы. Учитывая относительно правильные формы трубчатых месторождений и горных выработок, решение поставленной задачи возможно при аналитическом исследовании технологии и организации горных работ в совокупности с графическим моделированием развития карьера. Необходимо разработать технолого-организационные решения, способствующие увеличению темпа углубления в периоды строительства и освоения производственной мощности карьера, и выявить закономерности развития горных работ в течение ввода экскаваторов в работу и в период работы карьера полным парком оборудования.
Решение поставленной задачи позволит определить характер влияния организации работы экскаваторов на темп углубления карьера. Одним из главных проектируемых параметров карьера является производственная мощность по руде. Ее предварительное определение на данном этапе исследования позволит уточнить объемы горно-капитальных работ и, количество и параметры карьерного оборудования, а следовательно, и параметры системы разработки. Эти исходные данные позволят определить порядок отработки месторождения, отвечающий максимальным темпам углубления.
Горные выработки в условиях залегания трубчатых месторождений можно приближенно считать правильными геометрическими телами, что существенно облегчает аналитические расчеты, связанные с объемом производимых работ, и упрощает вид этих расчетов. Такие параметры горных работ как: производственная мощность, темп углубления и срок окупаемости инвестиций находятся во взаимосвязи друг с другом (рисунок 2.1.) и увязаны текущей глубиной карьера, соответствующей окончанию этого срока окупаемости. Аналитически это можно описать следующим образом:
При разработке крутопадающих и Рису„ок 2.1-Взаимосвязь вертикальных месторождений, к которым параметров горных работ относятся кимберлитовые трубки, производственную мощность по руде Q (т/год) можно выразить через темп углубления Уг (м/год) и среднюю площадь рудного тела SCp (м ) в плане по глубине за период отработки: Q = yT-Scp-ycp, т/год, (2.1.1) где уср - средняя объемная масса руды, м3/т. Чаще всего горизонтальная площадь трубок по падению снижается, и постоянный темп углубления не гарантирует постоянной производственной мощности, но если выделить отдельные отрезки времени с постоянным Уг, то можно получить выражение: Н0=УГср-Т0=±(УГІ)-Т0,м, (2.1.2) J=l характеризующее связь срока окупаемости инвестиций 7 (лет) с темпом углубления через текущую глубину карьера Н0 (м), соответствующую этому сроку.
Считая геологические параметры трубок относительно правильными геометрически, общий вид объёма горной массы Угм (м ), отработанного за срок окупаемости инвестиций, соответствует формуле усечённого конуса с известными диаметрами в основаниях: по дну Dn (м) и по поверхности Dn (м).
В итоге получаем аналитическую взаимосвязь (рисунок 2.2) главных параметров горных работ: производственной мощности карьера по руде, темпа углубления горных работ и срока окупаемости вложенных инвестиций. Аналитическая модель взаимосвязи темпа углубления, срока окупаемости и производственной мощности по руде Для сокращения срока окупаемости предприятия необходимо сокращение срока строительства, быстрое освоение максимально возможной производственной мощности карьера по руде приемлемого качества и поддержание достигнутой мощности до окончания срока окупаемости инвестиций.
Разработка метода управления интенсивностью ведения горных работ
Как отмечалось выше, период регулирования объемов горных работ связан с вводом в эксплуатацию конечной единицы выемочного оборудования - следовательно, при выравнивании мощности по руде выравнивается и производительность по вскрыше.
Временный перенос части вскрышного оборудования на добычу предполагает изменение среднегодовой концентрации экскаваторов по горизонтам, следовательно, потерю положений горных работ на уступах, определенных в результате предыдущего исследования. Во избежание этих последствий необходимо исследовать поведение значений величин активных запасов в карьере при направленном изменении производительностей, и выявить рычаги их влияния на это направленное регулирование объемов горных работ. Одним из способов регулирования производительностей является изменение формы борта карьера. Алгоритм определения положений горных работ, разработанный в предыдущей главе, подразумевает постоянные объемы активных запасов на смежных уступах карьера, что в свою очередь означает поддержание формы борта линейного вида. Организацию строительства борта выпуклой и вогнутой формы можно произвести направленным распределением различных по значению величин активных запасов горной массы на смежных уступах по всей высоте рабочей зоны карьера, выраженной в условных высотных отметках.
При равномерном подвиганий борта карьера кривая на графике распределения активных запасов по уступам (рисунок 3.3) имеет вид вертикальной прямой. Интенсификация горных работ в верхней или нижней части карьера осуществляется поворотом этой прямой по или против часовой стрелки, формируя при этом рабочий борт выпуклой или вогнутой формы соответственно.
Так как производительность по горной массе постоянна, необходимо распределить активные запасы так, чтобы дельта прирезки объема руды соответствовала такому же объему не извлекаемой вскрыши в регулируемый год. Вопрос состоит в том, чтобы определить горизонт, до которого величина активных запасов на смежных уступах увеличится по отношению к ранее установленному их значению, и после которого уменьшится, увеличивая тем самым производительность на нижележащих добычных горизонтах, и наоборот. Для решения этого вопроса обратимся к классической геометрии и спроецируем годовой объем горных работ на плоскость (рисунок 3.4). А N В Рисунок 3.4 - Проекция головых объемов горной массы на плоскость (равенство площадей при любых формах треугольника)
То есть при необходимости регулирования объемов добычи без изменения производительности по горной массе поворот прямой на график производится относительно точки, находящейся на глубине HK (l -2 "5), которая является геометрической константой, характеризующей равенство объемов горных работ, производимых в верхней и нижней группе уступов.
В зависимости от цели регулирования - увеличение добычи или ее сокращение по отношению к вскрышным работам следует повернуть прямую соответственно по часовой стрелке или против её движения. На рисунке 3.5 представлен пример распределения длины активного фронта по высоте рабочей зоны карьера при увеличении годовых объемов добычи.
Предложенный метод управления интенсивностью ведения горных работ позволяет определить технологические возможности переноса объемов вскрышных или добычных работ на более ранние сроки. При повороте прямой на графике не допустимо снижение величины активных запасов ниже минимального значения (рисунок 3.6). Для установления технологической возможности выравнивания формы графика режима необходимо просчитать варианты развития горных работ, для всех лет входящих в регулируемый период. Для кимберлитовых трубок конусовидных форм сужающихся по падению зависимость угла поворота прямой, на графике распределения активных запасов по уступам от регулируемых объемов, является линейной .
Представленным методом производится выравнивание ступени до предполагаемой средней величины производительностей (то есть 4080тыс.т.). При возникновении вопроса возможности еще большего увеличения мощности предприятия проводится аналогичный расчет. Основным показателем невозможности регулирования является снижение величины активных запасов ниже минимального.
Одной из главных особенностей метода является его применимость на месторождениях с неправильными формами карьера в плане при углубочной центральной системе разработки. Таким образом, управление интенсивности ведения горных работ, целенаправленным распределением активных запасов горной массы по уступам карьера при открытой разработке кимберлитовых трубок осуществляется по четырем направлениям (рисунок 3.7): Рисунок 3.7 - Вариации управления интенсивностью ведения горных работ на графике распределения активных запасов по уступам карьера 1 - равномерное подвигание борта карьера; 2 - формирование выпуклого борта карьера - повышение объемов добычи за счет снижения производительности по вскрыше; 3 - формирование вогнутого борта карьера - увеличение объемов вскрышных работ за счет снижения мощностей по руде; 4 - управление интенсивностью ведения горных работ на локальных участках рабочей зоны карьера.
После выравнивания ступени режима необходимо пересчитать технико-экономические показатели предприятия, начиная с уменьшения капитальных вложений в фабрику обогащения по отношению к варианту с неравномерным режимом.
Выравнивание влечет за собой изменение капитальных вложений, количество горно-транспортного оборудования и, самое главное, изменение срока окупаемости. 1. Установленная закономерность распределения активных запасов горной массы по уступам карьера позволяет определить возможность интенсивности отработки месторождения. При равномерном подвиганий борта карьера кривая на графике распределения активных запасов по уступам имеет вид вертикальной прямой. При интенсификации горных работ в нижней или верхней части карьера необходимо повернуть эту прямую по или против часовой стрелки. Если интенсификация осуществляется без изменения парка выемочного оборудования, то точка поворота на графике соответствует глубине Нк (1 — 2" ). 2. Глубина Д, (1 - 2 0,5) представляет собой геометрическую постоянную равенства объемов производимых работ в верхней и нижней частях карьера. 3. Отклонение прямой на графике распределения активных запасов по горизонтам карьера в сторону по или против часовой стрелки, соответствует формированию борта карьера вогнутой и выпуклой формы соответственно. 4. В условиях залегания кимберлитовых трубок зависимость угла поворота прямой на графике от объемов руды линейна. 5. Разработанный метод управления интенсивностью ведения горных работ, основанный на целенаправленном распределении активных запасов горной массы на уступах карьера, позволяет регулировать режим горных работ. 6. Приведение осевого сечения блочной модели к табличному виду, с присвоенными каждому этапу числовыми значениями отработанного фронта в течение рассматриваемого года, дает возможность определять: скорости подвигания каждого уступа и средневзвешенную скорость подвигания рабочего борта карьера; геометрические параметры карьера по годам отработки; темп углубления; количество горной массы, транспортируемой с каждого горизонта в течение рабочего года; среднегодовое число экскаваторов и автосамосвалов на каждом горизонте.
Проектирование режима горных работ при освоении кимберлитовых трубок с мощной толщей покрывающих пород (традиционный подход к проектированию)
При определении конечной глубины отработки для построения проектируемого карьера использовалось сравнение граничного и контурного коэффициентов вскрыши. Выполненные расчеты показали экономическую целесообразность отработки запасов на глубину до отм. -500 м.
Традиционный подход при проектировании карьера подразумевает выход на производственную мощность в рудах кратера и поддержание ее на достигнутом уровне до конца отработки запасов месторождения с равномерным режимом работы карьера, как по добычным, так и по вскрышным работам. Оптимальная мощность по горнотехническим возможностям карьера, в качестве исходной, определялась согласно норм технологического проектирования НТП 35-86. Производительность по горнотехническим возможностям составляет 4250 тыс.т в год.
Данная производительность является предельной по горнотехническим возможностям. Срок отработки карьера при ней 20 лет, что соответствует минимальному сроку существования карьера по нормам технологического проектирования. В то же время, согласно тех же норм, максимальный годовой объем горной массы не должен превышать 40 млн.м .
Исходя из опыта отработки месторождений подобного типа, коэффициент неравномерности вскрышных работ достигает от 1,15 до 1,8 (в среднем 1,45 - 1,5) от среднего эксплуатационного коэффициента вскрыши. Средний эксплуатационный коэффициент вскрыши равен 16,0 м /м , максимальный (при ограничении производительности карьера по горной массе 40 млн.м /год) 23,6 м3/м3. В этом случае производительность карьера по руде будет равна 1,7 млн.м или 3,75 млн.т/год. Срок отработки запасов руды в карьере составит 25 лет при среднегодовом понижении горных работ 18,0 метров.
Проектируемый карьер относится к глубинному типу, расположен на равнинной местности. Транспортировка горной массы со всех горизонтов карьера осуществляется по постоянным съездам, транспортным бермам, въездным траншеям с постоянными и временными автодорогами.
Постоянный съезд в карьер имеет смешанное заложение: до горизонта с отметкой -30 м проводятся две внешние капитальные траншеи, далее до проектной отметки дна карьера -500 м внутренние спиральные съезды (до гор. -170 м две, ниже - один). При этом транспортные потоки (грузовой и порожний) делятся на два выезда. Формирование постоянных съездов с развитием карьера происходит при достижении рабочими уступами конечного проектного контура карьера.
Ширина постоянного съезда 31,6 м, транспортных берм 30-35 м в зависимости от пород в основании бермы. Руководящий уклон постоянных съездов 0,07 или то же самое 70%о . Уклон временных съездов может превышать это значение.
Вскрытие очередных рабочих горизонтов карьера производится посредством проходки разрезных траншей с дальнейшим продвижением фронта работ на этом же горизонте. Срок производства открытых горных работ составит 25 лет, в том числе 3 года - период строительства карьера без учета времени обустройства и работы системы водопонижающих скважин для осушения карьера.
Вскрыша и руда представляют собой породы невысокой (в основном до 2,8 по шкале проф. Протодьяконова) крепости, что позволяет вести их разработку без применения БВР. Исходя из физико-механических свойств добываемых пород и руд, горнотехнических условий разработки месторождения и больших годовых объемов (в среднем 23,5 млн. мЗ) горной массы на вскрыше и добыче приняты гидравлические экскаваторы РС-3000 фирмы Komatsu, оборудованные ковшом с емкостью 10 м и эксплуатационной производительностью 2,9 млн.м /год.
Характерной особенностью рассматриваемых месторождений является низкое содержание алмазов в кратерной фации. В варианте разработки месторождения с традиционным подходом к проектированию (далее вариант №1) предложено сдать карьер в эксплуатацию на отметке -60 м, где залегают песчаники и туфо-песчанники с содержанием алмазов в 4 раза ниже жерловых. Объем горно-капитальной вскрыши при этом составит 32 млн.м . Добыча этих руд в первый период негативно сказывается на технико-экономических показателях работы предприятия. Укрупненный финансово-экономический расчет варианта №1 показал срок окупаемости инвестиций без дисконтирования равным 13 лет.
Поэтому в течение 3,5 лет необходимо осуществить горно-капитальные работы в объеме 55 млн.м и сдать карьер в эксплуатацию на запасах туффитовых руд в нижней части кратерной фации [26] на отметке -90 м и на третий год получить руду с содержанием алмазов в 2 раза ниже жерлового. Бедные руды объемом 12,0 млн. м следует не обогащать, а складировать в отвал забалансовых руд.
Вскрытие рабочих горизонтов карьера производится посредством проходки разрезных котлованов с дальнейшей их разноской до параметров позволяющихся углубиться на нижележащий горизонт. До проектной отметки дна карьера -500 м проходит спиральная трасса. Формирование постоянных съездов с развитием карьера происходит при достижении рабочими уступами конечного проектного контура карьера.
Параметры блочной модели соответствуют принятому комплексу оборудования (идентичному Варианту №1). Для определения минимальных активных запасов на смежных уступах карьера было произведено графическое моделирование технологии и организации горных работ с циклом планирования один календарный месяц на протяжении срока строительства. При этом вёлся учет затрат времени на переносы временных съездов и учитывался график технического ремонта оборудования. В эквиваленте времени величина активных запасов, вычисленная по формуле 2.2.7., составила 2,4 мес. Уточненная при графическом моделировании - 3 мес.
Однако стоит отметить, что при работе в нижней части рабочей зоны карьера из-за ограниченного пространства один экскаватор отрабатывает два горизонта. Соответственно при дальнейшем регулировании календарных объемов и распределении активных запасов горной массы между каждыми смежными уступами минимальным ограничением будет являться не уточнённая в результате моделирования, а определенная по формуле, то есть 2,4 месяца.
На основе разработанных алгоритма определения положений горных работ и метода управления интенсивностью ведения горных работ [27, 28] были получены параметры режима горных работ в период строительства и в первые годы эксплуатации. Максимальная производственная мощность по горным возможностям составила 3880 тыс.т./год. 4 5 6 7 гды отработки месторождения, лет Рисунок 4.4 - Календарный график горных работ в период строительства и первые годы эксплуатации месторождения (при предлагаемом варианте развития горных работ) На календарном графике при предлагаемом развитии горных работ (далее вариант №2), представленном на рисунке 4.4., со второго по пятый год объемы вскрышных пород формируются из непосредственно вскрыши и бедной части кратерной фации (12 млн.м ) которая временно складируется в отвалы забалансовых руд.
