Выбор и обоснование средств бурения и технологии разработки окисленных руд

Е.А. Сапаков, д.т.н., профессор, ТОО «Kazakhmys Project LLC» (Казахстан)

Т.К. Исабек, д.т.н., профессор, С.С. Кулнияз, к.т.н., доцент, Карагандинский Гостехуниверситет

Молибден-меднопорфировое месторождение, представляющее собой штокверк, сложенный из гранитоидов и вулканитов, характеризуется наличием в верхней его части окисленной зоны.

Окисленные руды образуют над сульфидными рудами выдержанную плащеобразную залежь, концентрирующую в себе 5% балансовых запасов месторождения. Площадь развития зоны окисленных руд составляет 1.77 км2, а её мощность колеблется от 8 до 60 м. Окисленные руды представляют собой сильно нарушенные скальные вулканиты и гранитоиды с налетами, корками и колломорфными стяжениями хризоколлы, малахита, гидроокислов железа, азурита, брошантита, часто присутствуют реликтовый халькозин, куприт, халькопирит, молибденит. К окисленным рудам отнесены руды, содержащие медь в окисленной форме более 20%. Общее содержание меди составляет в среднем 0.37%. Руда верхней зоны выветривания сильно нарушена, трещиновата. Количество трещин на 1 м – 15–30 и более при сопротивлении сжатию 50–70 МПа. Руда нижней зоны выветривания более крепкая (110–130 МПа) и менее нарушена – количество трещин на 1 м составляет 0–7.

Проектом предусматривается разработка окисленных руд открытым способом, переработка методом кучного выщелачивания и получение катодной меди на заводе, построенном на месте разработки. По результатам опытно-промышленных испытаний выщелачиваемости окисленных руд методом кучного выщелачивания установлена зависимость степени извлечения меди в конечный продукт – катоды от степени дробления исходного сырья.

Табл. 1 Технико_экономическое сравнение вариантов разработки

На первом этапе рассмотрены 7 вариантов добычи и подготовки окисленной руды к кучному выщелачиванию (табл. 1): Вариант I – добыча с применением буровзрывных работ и укладка окисленной руды для дальнейшего выщелачивания. Руда доставляется из забоя к месту складирования автосамосвалами.

Вариант II – добыча с применением буровзрывных работ и погрузкой руды из забоя экскаваторами или погрузчиками в мобильную дробилку первичного дробления (размер кусков после дробления максимум 250–300 мм), доставку дроблёной руды к месту укладки системой конвейеров и укладку руды на выщелачивание укладчиком непрерывного действия – стакером с производительностью 2 тыс. т/час.

Вариант III – добыча с применением буровзрывных работ с доставкой руды из забоя к полустационарной дробилке первичного дробления автосамосвалами на расстояние до 1 км. Руда после дробления доставляется к месту складирования системой конвейеров и укладывается стакером. Вариант IV – отличается от варианта II тем, что после первичного дробления руда подвергается вторичному дроблению в комплексе вторичного дробления до размеров максимум 32 мм. После вторичного дробления руда направляется на укладку.

Вариант V – отличается от варианта III включением в комплекс циклично-поточной технологии (ЦПТ) комплекса вторичного дробления по аналогии с вариантом IV.

Вариант VI – отличается от варианта IV – включением в комплекс ЦПТ комплекса третичного дробления руды до куска размером максимум 10 мм.

Вариант VII – отличается от варианта V включением в комплекс ЦПТ комплекса третичного дробления с дроблением руды до куска размером 10 мм.

Для каждого варианта подобран комплекс оборудования с заданной производительностью и произведены техникоэкономические расчеты, которые показали, что наиболее экономически выгодным является Вариант I, при котором капитальные вложения и производственные затраты являются наименьшими, а внутренняя норма прибыли наибольшей – 22.3%. Повышение процента извлечения меди в конечный продукт за счёт повышения степени дробления добытой руды не перекрывает дополнительные капитальные и производственные затраты на подготовку руды к выщелачиванию. По результатам расчётов, к исполнению принят вариант I разработки без предварительного дробления окисленной руды перед укладкой на выщелачивание.

На втором этапе проведена оптимизация параметров буровзрывных работ (БВР) в карьере, при этом за критерий оптимизации была принята норма прибыли. Для определения максимальной нормы прибыли были рассмотрены различные варианты БВР в зависимости от диаметра взрывных скважин, который, как известно, влияет на сетку расположения скважин, выход взорванной горной массы с 1 п.м. скважины, гранулометрический состав взорванной горной массы, объём буровых работ, себестоимость буровых работ. Были рассмотрены 4 типа буровых станков (табл. 2).

Выполнено технико-экономическое сравнение вариантов БВР по критерию максимальной внутренней норме прибыли. При этом учитывалось, что с уменьшением диаметра скважин не только увеличивается выход кусков руды с размерами менее 250 мм, но также и увеличиваются капитальные и производственные затраты на бурение. Из данных табл. 2 видно, что наиболее приемлемым в данных условиях является станок Atlas Copco ROK L8, предназначенный для бурения скважин диаметром 160 мм. Следует отметить, что данным станком при достижении рабочими уступами проектного положения можно эффективно бурить скважины контурного взрывания, которые позволяют сохранить долговременную устойчивость борта карьера и целостность прибортового массива горных пород.

Уменьшенный диаметр скважин позволяет при производстве взрывных работ на блоках сложенных из разнородных горных пород добиться определённого разделения вскрышных пород от руды и тем самым уменьшить разубоживание последней. Применение при взрывании уменьшенного диаметра скважин предопределило выбор технологии разработки месторождения. В результате проведенных расчётов было отдано предпочтение традиционной цикличной технологии – 1-ой технологической схеме разработки (табл. 1), при которой норма прибыли составляет 22.3%.

В результате взрывания скважин уменьшенного диаметра 96% горной массы будет иметь гранулометрический состав от 0 до 250мм, что позволит выемочно-погрузочному оборудованию достичь бесперебойной и высокопроизводительной работы при погрузке горной массы в автосамосвалы. На основании произведённых технико-экономических расчётов можно прийти к следующим выводам:

- при Варианте I технологической схемы разработки месторождения достигается максимальная годовая производительность карьера – 12.4 млн.т руды при минимальных капитальных вложениях;

- достигается минимальная себестоимость добычи 1 т руды, которая составит 1.29 долл. США;

- станками Atlas Сopco ROK L8 можно эффективно бурить скважины для контурного взрывания при постановке уступов в конечное положение.

Принятые инженерные и проектные решения позволят с высокой эффективностью произвести разработку окисленных руд.

Журнал "Горная Промышленность" №2 (96) 2011, стр.48