تعیین محدوده نهایی بلوک ۷ گل‌بینی معدن بوکسیت جاجرم

گروه سازمان زمین شناسی و اکتشافات معدنی کشور
مکان برگزاری بیست و پنجمین گردهمائی علوم زمین
نویسنده مسعود منجزی
تاريخ برگزاری ۰۱ اسفند ۱۳۸۵

 

مقدمه :

محدوده نهایی قبل از برنامه‌ریزی بلند مدت و زمان‌بندی تولید معین می‌شود. بعد از تعیین محدوده نهایی، موقعیت کارخانه فرآوری، دمپ باطله، ساختمان‌های صنعتی، دفاتر اداری و ... که باید خارج از این محدوده و در فاصله مناسبی از حد نهایی قرار گیرند، را می‌توان تعیین نمود. محدوده معدن که تابع پارامترهای مختلفی نظیر عیار ماده معدنی، عیار حد، هزینه‌های استخراج، باطله‌برداری و فرآوری، راندمان و قیمت ماده معدنی می‌باشد ممکن است در طول عمر معدن، بدلیل تغییر این پارامترها و یا کسب اطلاعات اکتشافی جدید چندین بار بازنگری شود [۱]. بنابراین استفاده از کامپیوتر برای طراحی مجدد در کوتاه‌ترین زمان ممکن ضروری است.

تاکنون محدوده نهایی با هدف‌های متفاوتی تعیین شده است که از آن جمله می‌توان بیشینه کردن پارامترهایی نظیر سود حاصله، ارزش خالص فعلی، فلز محتوی، ماده معدنی و ... را نام برد.

به طور کلی برای طراحی پیت روباز سه روش اصلی وجود دارد : الف) روش دستی ب) روش دستی-کامپیوتری ج) روش کامپیوتری.

روش‌های دستی در زمان‌های نه چندان دور به کار گرفته می‌شده‌اند و در حال حاضر تقریباً منسوخ شده‌اند. این روش‌ها بر اساس سعی و خطا انجام می‌شوند. روش‌های دستی بسیار پرزحمت و کند بوده و به مهارت و قضاوت طراح بستگی دارند. این روش ساده و قابل توصیه در ذخایر کوچک می‌باشد[۲].

در روش دستی-کامپیوتری اساس طراحی به روش دستی است و تنها برای انجام سریعتر محاسبات و جلوگیری از انجام عملیات تکراری از کامپیوتر استفاده می‌شود.

روش‌های کامپیوتری از مهمترین روش‌های طراحی معادن روباز هستند. مزیت عمده این روش‌ها سرعت و دقت بالای طراحی است. اساس طراحی‌های کامپیوتری را الگوریتم‌هایی تشکیل می‌دهند که به منظور بهینه‌سازی طرح کاواک به کار می‌روند. از جمله این روش‌ها می‌توان به الگوریتم لرچ-گروسمن اشاره کرد. این روش‌ها بر روی مدل بلوکی اقتصادی محاسبه انجام می‌دهند. در این مدل‌ها به هر بلوک با توجه به عیار، عیار حد، هزینه‌های استخراج و فرآوری و قیمت محصول، یک ارزش معین تعلق می‌گیرد [۳].

با توجه به اینکه در مورد معدن گلبینی ۷، استخراج بیشینه کانسار مد نظر بوده و تعیین کاواک بهینه ضرورتی ندارد، از روش دستی-کامپیوتری و نرم‌افزار Datamine استفاده شده است.

◊◊◊◊

بحث :

 

۱- اطلاعات عمومی کانسار

معدن بوکسیت جاجرم واقع در استان خراسان شمالی و در ۱۹ کیلومتری شمال شرق شهرستان جاجرم، بزرگترین معدن بوکسیت ایران است. این معدن با طولی بیش از ۱۲ کیلومتر به ۱۲ بلوک اصلی کاملاً مجزا تقسیم شده که در این میان بلوک ۷ گلبینی، به طول تقریبی یک کیلومتر، از لحاظ کمی و کیفی دارای وضعیت بهتری است.

واحد بوکسیتی که معدن بوکسیت جاجرم را تشکیل داده، بر روی سنگ‌های دولومیتی سازند الیکا و در زیر شیل‌ها و ماسه‌سنگ‌های سازند شمشک قرار گرفته است. ساختار ذخیره غالباً لایه‌ای و در برخی مناطق به صورت عدسی می‌باشد. لایه بوکسیت دارای ضخامت و کیفیت یکسانی نیست و به طور کلی ضخامت بوکسیت کمتر از ۱ متر تا حدود ۴۰ متر و بیشتر تغییر می‌کند [۴].

 

۲- مدلسازی و تخمین ذخیره

در ابتدا به منظور مدلسازی کانسار، با استفاده از تمامی اطلاعات موجود نظیر داده‌های اکتشافی، مقاطع زمین‌شناسی و غیره، شکل ذخیره مربوطه (لایه بوکسیت سخت) به صورت یک پوسته توخالی تهیه شد. سپس پوسته مربوطه با درنظرگرفتن شیب و امتداد لایه توسط بلوک‌های کوچکتر پر گردید و مدل بلوکی کانسار به دست آمد.

در مرحله بعد تحلیل‌های آماری و زمین‌آماری بر روی داده‌های اکتشافی صورت گرفته و عملیات تخمین عیار برای مدل بلوکی، با دو روش کریجینگ و عکس توان فاصله انجام شد. پس از بررسی صحت تخمین‌ها از طریق اعتبارسنجی متقابل، میزان ذخیره کانسار محاسبه و کلاس آن نیز مشخص گردید. بر اساس نتایج روش کریجینگ، مقدار ذخیره معدن ۷ گلبینی، حدود ۷۷۷/۳ میلیون تن با عیار متوسط ۳۳/۴۴ درصد Al۲O۳ و ۶۴/۱۳ درصد SiO۲ برآورد شد.

 

۳-  روند طراحی

برای طراحی معدن به روش دستی-کامپیوتری، قبل از انجام طراحی باید مقاطع قائم و افقی، نسبت‌های باطله‌برداری، منحنی باطله‌برداری، زاویه شیب نهایی، مشخصات پله (ارتفاع، شیب و عرض)، عرض دیواره اطمینان، حداقل عرض کف معدن و عیارحد در دسترس باشد.

در مرحله بعد باید محدوده نهایی در هر مقطع مشخص گردد. برای این منظور ابتدا کف پیت با در نظر گرفتن حداقل عرض کف، تعیین شده و سپس دیواره‌های پیت با توجه به شیب نهایی محاسبه شده، ترسیم می‌شوند. سپس نسبت باطله برداری کلی در آن مقطع محاسبه و با نسبت باطله‌برداری سربه‌سری یا سربه‌سری مجاز مقایسه می‌گردد. اگر نسبت باطله برداری کلی از نسبت باطله‌برداری سربسری یا مجاز بیشتر باشد محدوده کوچکتر و در غیر اینصورت محدوده بزرگتر درنظر گرفته می‌شود. پس از انجام این کار برای همه مقاطع، عمل هموارکردن مقاطع صورت می‌گیرد [۳].    

 

۴- پارامترهای طراحی

۴-۱- نسبت‌های باطله‌برداری 

در همه طراحی‌های پیت روبازی که تاکنون انجام گرفته است صرفنظر از نوع روش و تابع هدف مورد استفاده، در نهایت نسبت w/o محاسبه شده و به عنوان یک عامل مهم و تاثیرگذار بر طراحی، مدنظر مهندسین معدن بوده است. در طراحی دستی که کلاً از نسبت w/o مجاز در مقاطع استفاده می‌شود و در روش دستی-کامپیوتری نیز در بیشتر موارد، معیار کمینه کردن نسبت باطله به ماده معدنی بکار گرفته شده و معیارهای دیگر نیز لحاظ می‌گردد [۵].

الف ) نسبت باطله‌برداری حد روباز-زیرزمینی : در مورد کانسارهایی که تا اعماق زیاد گسترش دارند تنها بخشی از ذخیره را می‌توان به روش روباز استخراج نمود. به منظور تعیین این حد، از نسبت باطله‌برداری حد روباز-زیرزمینی استفاده می‌شود.

نسبت باطله‌برداری حد روباز-زیرزمینی عبارتست از هزینه استخراج یک تن ماده معدنی به روش زیرزمینی منهای هزینه استخراج یک تن ماده معدنی به روش روباز تقسیم بر هزینه برداشت یک تن باطله. اطلاعات ذیل برای محاسبه نسبت باطله‌برداری حد روباز-زیرزمینی استفاده شده‌اند [۴]:

  • هزینه استخراج یک تن ماده معدنی به روش زیرزمینی = ۲۵۰۰۰۰ ریال بر تن

  • هزینه استخراج یک تن ماده معدنی به روش روباز = ۱۲۷۵۰ ریال بر تن

  • هزینه برداشت یک تن باطله = ۷۸۰۰ ریال بر تن

با استفاده از مقادیر بالا این نسبت تقریباً برابر با ۳۰:۱ به دست می‌آید.

ب ) نسبت باطله‌برداری سربسری : این نسبت برابر است با درآمد حاصل از فروش فلز استحصال شده (آلومینا) از یک تن ماده معدنی منهای هزینه استحصال فلز برای یک تن ماده معدنی (هزینه استخراج بعلاوه هزینه فرآوری) تقسیم بر هزینه برداشت یک تن باطله [۳]. پارامترهای مربوطه طبق گزارشات موجود به قرار زیرند [۴]:

  • درآمد حاصل از فروش فلز استحصال شده از یک تن ماده معدنی = ۱۰۵۰۰۰۰ ریال بر تن

  • هزینه استخراج یک تن ماده معدنی = ۱۲۷۵۰ ریال بر تن

  • هزینه فرآوری یک تن ماده معدنی = ۵۰۰۰۰۰ ریال بر تن

  • هزینه برداشت یک تن باطله = ۷۸۰۰ ریال بر تن

با استفاده از این مقادیر نسبت w/o سربسری به طور تقریبی برابر ۶۸:۱ محاسبه می‌شود. همچنین نسبت باطله‌برداری سربسری مجاز نیز با در نظر گرفتن حداقل ۱۵۰۰۰۰ ریال سود به ازای هر تن ماده معدنی، حدود ۵۰:۱ به دست می‌آید.

 

۴-۲- زاویه شیب نهایی

زاویه شیب نهایی معدن، زاویه‌ای است که گذشته از تامین پایداری در طول عمر آن کمترین میزان باطله‌برداری را موجب گردد. تعیین این زاویه شیب، در معادنی که نسبت باطله‌برداری در آنها حساس می‌باشد، فرآیند پیچیده‌ای است [۳]. در این پروژه با توجه به مطالعات قبلی انجام شده، زاویه شیب نهایی، در هر یک از مقاطع با در نظر گرفتن شرایط حاکم بر آنها تعیین شده است [۴].

 

۴-۳- مشخصات پله‌ها

الف ) ارتفاع پله : از میان مشخصات پله‌ها، تعیین ارتفاع پله جزء تصمیمات اولیه و اصلی تلقی می‌شود. پس از تعیین ارتفاع پله، سایر مشخصات پله‌ها انتخاب می‌گردد [۲].

ارتفاع پله تابع ارتفاع دسترسی وسیله بارگیری، ارتفاع دکل دستگاه چالزنی، شرایط مکانیک‌سنگی و ژئوتکنیکی سنگی است که پله در آن ایجاد می‌شود. یک قاعده کلی سرانگشتی این است که ارتفاع پله نباید بزرگتر از ارتفاع قرقره کابل دکل شاول باشد [۳].

با توجه به اینکه معدن گل‌بینی ۷ با ذخیره‌ای معادل ۷۷/۳ میلیون تن (که حداکثر نیمی از آن به روش روباز قابل استخراج می‌باشد) جزء معادن کوچک به حساب می‌آید، ارتفاع پله ۱۰ متر برای آن مناسب به نظر می‌رسد. از سوی دیگر ماشین‌آلات بارگیری و چالزنی فعلی معدن، متناسب با پله‌های ۱۰ متری می‌باشند. بنابراین در این طراحی نیز به منظور هماهنگی با ماشین‌آلات موجود، ارتفاع پله ۱۰ متر در نظر گرفته می‌شود.  لازم به ذکر است که ارتفاع پله استخراجی بوکسیت، در محدوده‌های لایه‌ای ۲ تا ۵/۳ متر و در صورت وجود عدسی‌های بزرگ ۵ متر است. این پله‌ها موقتی بوده و همراه با استخراج ماده معدنی کاملاً برداشته می‌شوند [۴].

ب ) شیب پله : در غالب معادن روباز شیب پله‌ها بین ۵۵ تا ۸۰ درجه متغیر است. در شرایط معمولی و برای شروع کار شیب ۶۵ درجه توصیه می‌شود. در این معدن شیب رخساره پله‌ها مطابق با طراحی‌های قبلی برابر ۷۰ درجه در نظر گرفته می‌شود.   

ج ) عرض پله ایمنی : در طول زمانی که استخراج صورت می‌گیرد، معمولاً یک پله ایمنی در هر افق باقی گذاشته می‌شود [۳و۲]. از آنجا که در بلوک گلبینی ۷ شیب نهایی معدن در مقاطع و دیواره‌ها متفاوت است، عرض پله ایمنی نیز با توجه به شیب نهایی محاسبه می‌شود.

 

۴-۴- راه‌های دسترسی

الف ) عرض راه‌ها : برای رفت و آمد دوطرفه که معمول‌ترین جاده‌ها در معادن روباز هستند، قاعده سرانگشتی این است که عرض جاده نباید کمتر از ۴ برابر عرض کامیون باشد [۳].

با توجه به اینکه کامیون‌های فعلی معدن از دو نوع مایلر (۱۶ تنی) و دامپتراک (۳۲ تنی) می‌باشند، عرض راه‌های باربری در جایی که از کامیون مایلر استفاده می‌شود برابر با ۱۰ متر و در جایی که دامپتراک به کار می‌رود ۱۴ متر در نظر گرفته می‌شود.

ب ) شیب راه‌ها : این پارامتر با توجه به سرعت کامیون‌ها و همچنین امکان جابجایی تجهیزات، معین می‌گردد. معمولاً شیب جاده بین ۸ تا ۱۰ درصد در نظر گرفته می‌شود [۳]. در این طراحی، با توجه به کامیون‌های فعلی معدن، شیب جاده‌ها معادل ۱۰ درصد انتخاب می‌گردد.

 

۵- نتایج حاصل از کاواک طراحی شده

کاواک طراحی شده تقریباً به شکل مستطیلی با طول (در جهت امتداد لایه) یک کیلومتر و عرض ۲۰۰ متر می‌باشد. شکل هندسی ماده معدنی در مقاطع مختلف، تاثیر زیادی بر شکل کاواک نهایی داشته به طوری که پیت حاصله دارای ۴ کف مختلف می‌باشد که تراز آنها از شرق به غرب بترتیب ۱۲۶۰، ۱۳۰۰، ۱۳۰۰ و ۱۲۹۰ متر است. نمایی از پیت نهایی در شکل (۱) نشان داده شده است.

از آنجا که وضعیت ماده معدنی در بخش شرقی، به لحاظ هندسی، کمی و کیفی بهتر بوده، نیمه شرقی کاواک گسترش عمقی بیشتری داشته و حجم زیادی از مواد معدنی و باطله را در خود جای می‌دهد. با توجه به گسترش طولی پیت طراحی شده در جهت امتداد لایه، ۴ خروجی برای کاواک درنظر گرفته شده که یکی در نیمه شرقی و بقیه در نیمه غربی قرار دارند.

لازم به ذکر است که با توجه به ابعاد ماشین‌آلات و شرایط موجود معدن، حداقل عرض برای یکی از کف‌ها حدود ۱۰ متر و برای سه کف دیگر ۲۰ متر در نظر گرفته می‌شود. 

 

 

وضعیت ماده معدنی در ترازهای مختلف کاواک در جدول (۳) آمده است. شکل (۲) هم نمودار میله‌ای تناژ ماده معدنی موجود در ترازهای مختلف را نشان می‌دهد.

جدول (۳) : وضعیت ماده معدنی در ترازهای مختلف کاواک

تراز ارتفاعی (متر)

مقدار کانسنگ (تن)

Al۲O۳ (%)

SiO۲ (%)

۱۲۶۰

۱۶۵۰۰

۸۸/۴۷

۵۸/۱۰

۱۲۷۰

۳۳۰۰۰

۴۲/۴۸

۷۷/۹

۱۲۸۰

۳۱۵۰۰

۹۹/۴۷

۷۴/۱۰

۱۲۹۰

۴۰۵۰۰

۷۳/۴۷

۷۶/۱۱

۱۳۰۰

۱۵۹۰۰۰

۱/۴۴

۴۹/۱۳

۱۳۱۰

۱۶۸۰۰۰

۳۶/۴۴

۲۷/۱۳

۱۳۲۰

۱۸۳۰۰۰

۴۴

۹/۱۲

۱۳۳۰

۲۷۰۰۰۰

۶۳/۴۳

۶۶/۱۲

۱۳۴۰

۲۷۰۰۰۰

۶/۴۳

۹۴/۱۲

۱۳۵۰

۲۱۳۰۰۰

۵۱/۴۳

۵/۱۳

۱۳۶۰

۱۳۶۵۰۰

۹/۴۳

۹۸/۱۲

 

مسعود منجزی، دکتری مهندسی معدن از دانشگاه بنارس، هندوستان،1379، استادیار دانشگاه تربیت مدرس تهران

کامران گشتاسبی، دکتری مهندسی معدن ا ز  دانشگاه ناتینگهام، انگلستان، 1987، استادیار دانشگاه تربیت مدرس تهران

امید اخوان ، دانشجوی کارشناسی ارشد مهندسی استخراج معدن از دانشگاه تربیت مدرس تهران(akhavan_o@yahoo.com)

 

◊◊◊◊

چکیده:

 

تعیین محدوده نهایی، یکی از مراحل مهم طراحی و برنامه‌ریزی معادن روباز است. محدوده نهایی معدن روباز، نشاندهنده ابعاد و شکل معدن در پایان عمر آن است. این محدوده میزان ذخیره قابل استخراج و مواد باطله‌ای که باید تا آخر عمر معدن حمل و انبار شوند، را مشخص می‌کند.

معدن بوکسیت جاجرم در استان خراسان شمالی واقع شده است.  این معدن به 12 بلوک اصلی تقسیم شده که در مقایسه با سایر بلوک‌ها، بلوک 7 گلبینی از لحاظ کمی و کیفی دارای وضعیت بهتری است.

در این مقاله با استفاده از نتایج مطالعات فنی- اقتصادی، مکانیک سنگی و ژئوتکنیکی که قبلاً در این معدن صورت گرفته بود، پارامترهای لازم جهت طراحی کاواک انتخاب گردید. سپس محدوده نهایی معدن با هدف استخراج بیشینه کانسار و توسط نرم‌افزار Datamine تعیین شد. بر طبق طراحی انجام شده حدود 58/1 میلیون تن بوکسیت سخت (42 درصد از کل ذخیره) با عیار متوسط 1/44 درصد Al2O3 و 37/13 درصد SiO2 از این معدن قابل استخراج می‌باشد. نسبت باطله‌برداری در این طرح 6:1/11  است.

Abstract :

 

Determination of ultimate pit limit is one the most important stages of open pit mines planning and design. Pit limit indicates shape and geometry of the mine in the final stage of mining. Having this limit, the amount of mineable ore reserve and required stripping can be defined.

Jajarm bauxite mine is situated in Northern Khorasan province. This mine is divided into 12 main blocks in which the Golbini block No. 7 quantitavely and qualitatively has better conditions comparing to the other blocks.

In this paper, with the help of results of previous works including feasibility, rock mechanics and geotechnical studies, Golbini block No. 7 has been designed. Considering maximum recovery, ultimate pit limit was determined with software DATAMINE. On the basis of this study, total amount of mineable ore is 1.58 Mt with average grade for Al2O3 and SiO2, 44.10 and 13.37, respectively. Overall stripping ratio is 11.6:1.

 

کلید واژه ها: خراسان شمالى