CC BY
37
© И.В. Соколов, A.A. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин, 2014
УЛК 622.274.41:622.7-17
И.В. Соколов, А.А. Смирнов, Н.В. Гобов, Ю.Г. Антипин
ЦЕЛЕСООБРАЗНОСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ ПОДЗЕМНЫХ ОБОГАТИТЕЛЬНЫХ КОМПЛЕКСОВ НА ЖЕЛЕЗОРУДНЫХ ШАХТАХ*
Изложены основные положения и принципы компоновки подземного обогатительного комплекса. Выполнены расчеты по определению величины капитальных затрат на строительство подземного обогатительного комплекса. Определены состав и объем всех необходимых камер и выработок в соответствии с полной схемой подземного обогащения железной руды. Установлена экономическая целесообразность строительства подземных обогатительных комплексов на железорудных шахтах. Ключевые слова: подземный и поверхностный обогатительный комплекс, схема обогащения, объем камер и выработок, хвосты обогащения, капитальные затраты на строительство подземного обогатительного комплекса.
Возрастающие экологические проблемы, возникающие при разработке рудных месторождений, характерны для всех горнодобывающих провинций России. Намечающийся все более широкий переход к подземным горным работам, хотя и снижает неблагоприятную нагрузку на окружающую среду, не решает проблему полностью вследствие необходимости размещения на поверхности больших объемов отходов горно-обогатительного производства. Выходом является переход на безотходное производство, что достигается применением подземных обогатительных комплексов и размещением всех отходов, в том числе и хвостов обогащения, в подземном выработанном пространстве [1]. Идея перемещения обогатительного передела в подземные выработки обсуждается достаточно давно и обстоятельно [2-4].
Однако малоисследованным остается вопрос об экономической эф-
фективности подземного обогащения, что предопределяет необходимость сравнения вариантов подземного и поверхностного размещения обогатительного комплекса (ОК). На данном этапе исследований нами решалась задача укрупненного определения величины капитальных затрат на строительство подземного ОК и сравнение их с затратами на строительство поверхностного ОК.
Подземное обогащение перспективно использовать при разработке месторождений низкокачественных, но легкообогатимых железных руд по следующим соображениям: 1) относительная простота как самого процесса обогащения, так и применяемых при этом механизмов и агрегатов;
2) значительный выход хвостов обогащения, что определяет целесообразность подземного обогащения руды;
3) отсутствие токсичных и экологически вредных реагентов и отходов обогащения, что упрощает вопросы
* Работа выполнена при поддержке Междисциплинарного проекта «Освоение недр Земли: перспективы расширения и комплексного освоения минерально-сырьевой базы горно-металлургического комплекса Урала» (12-М-23457-2041 УрО РАН).
Схема получения высококачественного концентрата
обеспечения промышленной и экологической безопасности.
Для обогащения практически всех железных руд применяется принципиально одинаковая и эффективная схема обогащения с использованием сухой (CMC) и мокрой магнитной сепарации (MMC) (рис. 1). Для рассматриваемого подземного ОК мощностью 5 млн т руды в год принята типичная последовательность операций, детализирована компоновка соответствующих агрегатов и аппаратов [5-8].
В соответствии с общей схемой первой стадией переработки руды является ее дробление и CMC. Для получения высококачественных концентратов (67-69% железа) необходима трехстадиальная схема дальнейшего измельчения в мельницах и четыре-пять стадий MMC. Показатели обогащения по принятой схеме приведены в табл. 1.
Наиболее существенной величиной в структуре капитальных затрат при строительстве подземной ОФ являются затраты на горно-капитальные
Таблица 1
Показатели обогащения железной рулы
№ Исходные данные и показатели Значение, % Кол-во, тыс.т/тыс.м3
1 Содержание железа в балансовых запасах,% 30,50 -
2 Содержание железа в добыггой руде, % 28,10 5000/1378
3 Содержание Fe в промпродукте СМС % 34,10 -
4 Содержание Fe в хвостах СМС, % 11,00 -
5 Выкод промпродукта СМС, % 73,08 3654/981
6 Выкод хвостов СМС,% 26,92 1346/381
7 Содержание железа в концентрате, % 67,00 -
8 Выход концентрата из промпродукта,% 40,73 -
9 Выход концентрата из руды,% 29,76 1488/3191
10 Содержание Fe в хвостах ММС, % 12,00 -
11 Выход хвостов ММС,% 43,34 2167/40 300
12 Извлечение Fe в концентрат,% 70,96 -
13 Общий выход хвостов, % 70,26 3513/40 681
14 Расход воды, м3/т руды 6,5 32 500 тыс.м3
15 Выкод шламов, % от общего выхода хвостов ММС с содержанием твердого в шламе 28% 50 1084/3868
16 С содержанием твердого в шламе 8% 35 758/10 942
17 С содержанием твердого в шламе 1,5% 15 325/25 490
Примечание: Количество продуктов обогащения показано в тыс. т для сухого остатка, в тыс. м3 - продуктов обогащения в виде пульпы (шлама)
работы, включающие проходку камер для размещения обогатительного оборудования и проходку комплекса вспомогательных выработок для обеспечения эксплуатации фабрики.
Учитывая крупность исходной руды, для крупного дробления принимается щековая дробилка С125 фирмы Ме1зо/Ног<Легд, для средне-
го - С100, для мелкого - конусные дробилки КМД 2200Т с параметрами (см. табл. 2).
Дробленая руда непосредственно из дробилки направляется на колосниковый грохот (1 стадия грохочения). Надрешетный продукт поступает в ще-ковые дробилки среднего дробления. Продукт дробления стадии среднего
Таблица 2
C125 C100 КМД 2200Т
Размеры приемного отверстия, мм 1250x950 1000x760 -
Макс. размер загруж. материала, мм 950 600 85
Производительность, т/ч 245-830 125-535 до 380
Эксплуатационная масса, т 38 20,6 93
Габариты, мм 3470x2800x2980 2965x2420x2490 6990x4060x4965
Таблица 3
Объем выработок дробильно-обогатительного комплекса
№ Наименование выработки Длина, м Сечение, м2 Объем, м3 Кол-во Общий объем, м3
1 Приемный бункер руды - - 1930 2 1930
2 Камера крупного дробления 16,7 46,4 774 2 1548
3 Прочие выработки гор. ККД - - - - 3685
4 Рудоспуск 7 6 42 2 84
5 Камера среднего дробления 15 68,2 1023 2 2046
6 Прочие выработки гор.КСД - - - - 1496
7 Камера грохочения 14,5 64,4 934 2 1868
8 Прочие выработки гор.грох. - - 1708
9 Камера конусной дробилки - - 1333 2 2666
10 Прочие выработки гор.КМД - 1632
11 Рудоспуск 7 6 42 2 84
12 Выработки гор. питателя - - - - 3723
13 Бункер мелкой руды - - 1 820
14 Камеры CMC 14,5 36 522 2 1044
15 Прочие выработки гор.СМС - - - - 2956
16 Бункер хвостов CMC - 720 2 1440
17 Бункер промпродукта CMC - - 1300 1 1300
18 Вент. восстающий 100 6 600 2 1200
19 Вспомогательный уклон 690 16 11 040 1 11 040
Итого по стадии CMC - - - - 44 880
дробления и подрешетный продукт первой стадии грохочения поступает на вторую стадию грохочения, в которой установлены инерционные грохота ГИТ 52М, с резиновыми ситами типа СЛАЛ. Надрешетный продукт +80 мм возвращается конвейерами на стадию среднего дробления, подре-шетный -80 мм на третью стадию грохочения с такими же грохотами. Надрешетный продукт грохочения +25 мм направляется в дробилку мелкого дробления, подрешетный -25 мм - в бункер мелкодробленой руды.
Мелкодробленая руда двух потоков крупностью 0-25 мм ленточными питателями подается в бункер и
далее - без предварительной классификации подвергается CMC на сепараторах 2ПБС 90/250 с повышенной индукцией магнитного поля. Производительность сепаратора по исходному продукту 400-600 т/ч, размеры рабочей части барабанов: диаметр -900 мм, длина - 2500 мм, число барабанов - 2. Допустимый размер исходного материала 0-50 мм. Габаритные размеры - 3500x2500x3250 мм. Масса - 8,5 т. Для передела всей руды шахты (974 т/ч) достаточно двух сепараторов.
На основе принятого оборудования скомпоновано расположение машин и механизмов в подземных
Таблица 4
№ п/п Аппараты Габаритные размеры (Д:Ш:В), мм
1 Огержневая мельница MCU 3600x5500 14500x8400x5700
2 Cепараторы nBM-n-150/200, 2 шт. 3000x2700x2600
3 Шаровая мельница M0U 4500x6000 16000x9100x6800
4 Cепараторы nBM-n-150/200, 4 шт. 3000x2700x2600
5 Гидроциклоны ГЦ 710, 3 шт. 1200x1400x3500
6 Дешламатор MД-9 9440x9200x8300
7 Cепараторы nBM-nn-150/200, 2 шт. 3000x2700x2600
8 Гидроциклоны ГЦ 500, 6 шт. 900x1000x2500
9 Дешламатор MД-9 9440x9200x8300
10 Шаровая мельница MШЦ 4500x6000 16000x9100x6800
11 Cепараторы nBM-nn-150/200, 2 шт. 3000x2700x2600
камерах. Предусмотрена установка вспомогательного оборудования для монтажа и ремонта (подъемные краны, тали, монтажные лебедки), электрооборудования и пр.
Для сокращения затрат на перемещение материала принято каскадное расположение дробилок в пределах высоты этажа (100 м). При компоновке расположения дробилок использовался опыт сооружения подземных дробильных комплексов [9] и опыт установки участковых дробилок на Гайском подземном руднике. Выработки комплекса и их объем показаны в табл. 3.
Для глубокой переработки пром-продукта CMC принята трехстади-альная схема измельчения с конечной крупностью измельчения (в сливе гидроциклонов третьей стадии измельчения) 97% класса -71 мкм (80% класса -45 мкм). Первая стадия измельчения осуществляется в стержневых мельницах, вторая и третья - в шаровых мельницах, работающих в замкнутом цикле с гидроциклонами. Сливы гидроциклонов второй и третьей стадий измельчения обесшламли-ваются в магнитных дешламаторах с выводом шламов в хвосты.
MMC осуществляется в четыре стадии: первая (MMC-I) на сливе стержневой мельницы; вторая (MMC-II) на сливе шаровой мельницы; третья и четвертая (MMC-III и MMC-IV) на песках дешламаторов второй и третьей стадий. MMC-III и MMC-IV осуществляются в два приема (основная и пе-речистная операции). Несколько приемов обогащения в последних стадиях MMC применяется практически на всех ГОКах России. Всего для MMC используются шесть операций.
Исходя из общей нагрузки второй стадии обогащения (MMC) 712 т/ч и принятой производительности мельниц 240 т/ч обогащение промпро-дукта CMC предусматривается в трех идентичных секциях, включающих в себя цепь следующих основных аппаратов (табл. 4).
Для компоновки расположения аппаратов и расчета необходимого размера камер предусматривается оформление пяти параллельных камер для размещения крупногабаритного оборудования: три для размещения мельниц, две для размещения дешлама-торов. Перпендикулярно к ним располагаются камеры для размещения магнитных сепараторов и гидроциклонов.
Таблица 5
Объем выработок второй стадии обогащения
№ пп Наименование выработки Длина, м Сечение, м2 Объем, м3 Кол-во Общий объем, м3
1 Камера МСЦ 100 132 13 200 1 13 200
2 Камеры МШЦ 100 144 14 400 2 28 800
3 Камеры дешламаторов 70 138 9660 2 19 320
4 Камеры ММС 1 и 4 стадий 20 35 700 6 4200
5 Камеры ММС 2 и 3 стадий 45 35 1575 6 9450
6 Наклонный съезд 200 20,25 4050 1 4050
7 Сбойки между камерами 22 4 88 8 704
8 Вентвосстающие 47 4 188 5 940
9 Конвейерная галерея СМС 190 4 760 1 760
10 Конвейерные сбойки СМС 125 4 500 1 500
11 Выработки сборочного гор. 120 20,25 2430 1 2430
12 Всего - - - - 84 354
13 Неучтенные 10% - - - - 8436
14 Итого по стадии ММС - - - - 92 790
Длина камеры для установки трех стержневых мельниц определяется их суммарной длиной и расстоянием между ними 12 м, местом для подготовки и транспортировки стержней, местом для установки монтажной лебедки и другого необходимого оборудования и принимается равной 100 м. Ширина камеры принимается по ширине мельниц 11 м, высота с учетом установки мостового крана - 12 м.
Камера для установки трех шаровых мельниц принимается длиной 100 м, шириной и высотой 12 м.
Камеры для установки трех деш-ламаторов принимаются длиной по 70 м, шириной 11,5 м, высотой 12 м. Камеры для установки магнитных сепараторов 1 и 4 стадий мокрой сепарации принимаются длиной 20 м, шириной 5 м и высотой 7 м. Камеры для установки магнитных сепараторов 2 и 3 стадий сепарации и гидроциклонов принимаются длиной 45 м, шириной 5 м и высотой 7 м.
Камеры мельниц и дешламаторов соединяются с верхним горизонтом этажа вентиляционными восстающими. Проходится наклонный съезд для транспортирования оборудования и материалов сечением 4,5x4,5 м. Камеры размещаются по каскадной схеме для максимального использования самотечной доставки материала. Верхняя камера располагается на 39 м выше горизонта CMC и соединяется с ним конвейерной галереей под углом 12° и конвейерными сбойками к мельницам МСЦ для доставки промпродук-та CMC. Сечение галереи 2x2 м, общая длина этих выработок 315 м.
Перечень и объем выработок второй стадии обогащения (ММС) приведен в табл. 5.
Обезвоживание концентрата до содержания воды 8-10% является обычной практикой обогатительного производства. Для ее осуществления применяются операции сгущения и фильтрования. Как правило, на обога-
тительных фабриках используются радиальные (цилиндрические) сгустители с большой горизонтальной площадью осаждения. Размещение таких сгустителей в подземных камерах затруднительно. Вследствие этого для подземного ОК принимаются пластинчатые сгустители типа СП 8А с производительностью 200 м3/ч (по твердому) и размерами 3950x4500x6200 мм. Сгуститель обеспечивает получение пульпы с содержанием твердого 60-65%. Затем пульпа направляется на фильтрование, для которого предусматривается использование вакуумной дисковой установки с керамическими фильтрующими элементами типа Керамек или КДФ-150. Для фильтрации концентрата достаточно двух вакуум-фильтров КДФ-150 с 12 дисками. Размеры вакуум-фильтра 7950x5100x3300 мм. После фильтрования получается кек с влажностью 7-8% и фильтрат с содержанием твердого до 0,2 г/л. Кек выдается в виде готового концентрата, фильтрат
направляется в систему водоснабжения фабрики.
Отличительной особенностью подземного ОК является то, что хвосты ММ С полностью используются для закладки отработанных при добыче руды камер. Наиболее целесообразно использование хвостов в виде сухой закладки (с влажностью до 8-10%), или в виде пасты (с влажностью 18-20%). И в том, и в другом случае необходимо сгущение и фильтрование хвостов. Как и в предыдущем случае, для сгущения предусматриваются пластинчатые сгустители СП 8А, для фильтрования вакуум-фильтры КДФ-150.
Камеры для аппаратов обезвоживания предполагается разместить под камерами комплекса ММС. Необходимо строительство трех камер для сгустителей длиной 10 м, шириной 7 м и высотой 11 м, и сопряженных с ними трех камер для размещения вакуум-фильтров длиной по 45 м, шириной 7 м и высотой 7 м. Комплекс для обезвоживания должен включать так-
Таблица 6
Объем выработок комплекса обезвоживания
№ пп Наименование выработки Длина, м Сечение, м2 Объем, м3 Кол-во Общий объем, м3
1 Камеры сгустителей 10 77 770 3 2310
2 Камеры фильтрации 45 49 2205 3 6615
3 Насосная камера 20 25 500 3 1500
4 Транспортные выработки 300 20,25 6075 1 6075
5 Вентиляционные выработки 100 4 400 1 400
6 Вспомогательные выработки 100 10 1000 1 1000
7 Бункер осушенных хвостов 1 3500
8 Камеры управления 40 20 800 3 2400
9 Камера лаборатории 50 20 1000 1 1000
10 Складские помещения для хранения приборов, реагентов, запчастей и пр. 80 20 1600 1 1600
11 Всего 264 400
12 Неучтенные 20% 5280
13 Итого по комплексу 31 680
же камеры для размещения насосов оборотного водоснабжения, транспортные, вентиляционные и вспомогательные выработки. Должна быть предусмотрена камера управления обогатительным процессом и камера для размещения лаборатории по обработке проб. Перечень и объем выработок комплекса обезвоживания и служебных камер приведен в табл. 6.
Общий объем камер и выработок для размещения подземного ОК составляет 169 350 м3.
Может появиться необходимость в сушке концентрата. В этом случае добавляются камеры для размещения сушильного оборудования. При использовании пастовой закладки необходимо добавление камер для смесителя и камеры для размещения насосов подачи пасты.
Стоимость строительства поверхностной обогатительной фабрики для переработки 5 млн т сырой железной руды (типа Высокогорской) по справочным данным составляет в ценах 2013 г. 7,9-9,8 млрд руб., в том числе: капитальные затраты на строительство (промплощадка, основные корпуса и вспомогательные сооружения) - 5,56,7 млрд руб.; стоимость основного и вспомогательного оборудования -2,25-2,75 млрд руб.; монтаж оборудования - 10% от его стоимости.
Капитальные затраты на строительство подземного ОК включают затраты на проведение горно-капитальных выработок комплекса, на строительно-монтажные работы, стоимость основного и вспомогательного оборудования и затраты на его монтаж.
Из общего объема подземного ОК (169 350 м3) 93 067 м3 составляет объем камер, 8920 м3 - бункеров, 67 363 м3 - прочих выработок.
Стоимость проведения выработок на железорудных шахтах составляет 3000-4000 руб/м3 [10]. Однако выработки ОК имеют весьма значительный
срок службы и должны закрепляться тяжелыми типами крепи. По аналогии с другими горно-капитальными выработками шахт стоимость их проведения может быть принята:
• для камерных выработок большого сечения - 15 000 руб/м3;
• для бункеров - 12 000 руб/м3;
• для прочих выработок -8000 руб/м3.
Затраты на проведение выработок ОК составят (93 067 м3х15 тыс. руб.) + (8920 м3х12 тыс. руб.) + (67 363 м3х8 тыс. руб.) = 2042 млн руб.
Затраты на строительно-монтажные работы включают затраты на устройство фундаментов и металлоконструкций для установки оборудования, прокладку коммуникаций (трубопроводов, электрокабелей и пр.) и могут быть приняты в размере 30% от стоимости горно-капитальных работ 2042 млн руб х 0,3 = 613 млн руб.
Стоимость основного и вспомогательного оборудования принимается по аналогии с поверхностным ОК (2,75 млрд руб.) с учетом его удорожания на 10% за счет увеличения числа аппаратов обезвоживания 2750 млн руб х 1,1 = 3025 млн руб.
Затраты на монтаж оборудования вследствие стесненности его проведения в подземных выработках и необходимости транспортирования крупногабаритных частей агрегатов по стволу и горным выработкам несколько увеличиваются и принимаются в размере 20% от стоимости оборудования 3025 млн руб. х 0,2 = 605 млн руб. Общие затраты на строительство подземного ОК составляют 6285 млн руб.
В целом строительство подземного ОК оказывается дешевле строительства поверхностного ОК на 20-35%. Такой результат нельзя назвать неожиданным, так как исключаются затраты на обустройство шламохрани-лищ, отвалов, складов сырой руды, промпродуктов и хвостов обогащения
на поверхности, и связывающих их коммуникаций.
Значительный опыт сооружения подземных дробильных комплексов на всех крупных рудных шахтах [9] позволяет утверждать, что технические трудности строительства подземных обогатительных фабрик вполне преодолимы. При этом следует отметить возможность заметного снижения стоимости строительства подземного ОК за счет применения более современного, производительного и компактного обогатительного оборудования, а также за счет использования специальных методов проходки камерных выработок и прогрессивных видов крепи.
Учитывая общность технологической схемы переработки руды, можно считать себестоимость обогащения руды на поверхности и под землей практически одинаковой.
При этом концентрат и хвосты СМС (в виде щебня и отсева для строительства) являются реализуемой продукцией и поднимаются на поверхность, а обезвоженные хвосты ММС используются для закладки отработанных камер.
Следует отметить, что совсем отказаться от отвалов пустых пород на поверхности нельзя - они необходимы на первом этапе строительства и эксплуатации шахты. Данные отвалы в
связи с экологической безопасностью этих пород и сравнительно небольшими объемами могут быть размешены в отработанном пространстве карьеров (при комбинированной разработке) или в зонах обрушения. Более рациональным является переработка этих пустых пород на шебень для нужд собственного строительства или на продажу.
Выводы
1. Для железных рудников с подземным обогатительным комплексом целесообразно использование традиционной схемы обогашения с сухой и мокрой магнитной сепарацией руды.
2. Широкая практика применения подземных дробильных комплексов практически на всех крупных шахтах позволяет говорить, что технических препятствий по размешению обогатительного производства в подземных выработках нет.
3. Достаточно детальная проработка компоновки подземного обогатительного комплекса, с расчетом объемов всех необходимых камер и выработок, позволяет утверждать, что стоимость строительства подземного комплекса будет не выше, чем строительство аналогичного по производительности комплекса на поверхности, а иногда (как в нашем случае) и дешевле на 20-35%.
1. Соколов И.В., Гобов Н.В., Смирнов A.A., Медведев А.Н. Комплексная эко-логоориентированная подземная геотехнология добычи и обогащения железных руд // Экология и промышленность России. -2013. - Сентябрь. - С. 16-20.
2. Ефремовцев Н.С., Абрамов В.Ф., Пушников В.И. и др. Новая технология разработки рудных месторождений // Горный журнал. - 1985. - № 10. - С. 36-41.
3. Шварц Ю.Д. Подземные комплексы по добыче и переработке минерального сырья -предприятия XXI века // Горная промышленность. - 2000.- № 1.- С. 34-36.
- СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
4. Пирогов Г. Г. Разработка месторождений с извлечением и переработкой руд в подземном пространстве. - Чита: ЧитГУ, 2004. - 263 с.
5. Пасечник Г.М. и др. Нормы технологического проектирования обогатительных фабрик для руд черных металлов. Часть 1. Обогатительные фабрики для магнетитовых руд. (ВНТП-19-82/ МЧМ СССР). - Кривой Рог: Механобрчермет, 1982. - 148 с.
6. Разумов К.А., Перов В.А. Проектирование обогатительных фабрик. Уч-к для вузов. 4-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1990. - 518 с.
7. Справочник по обогащению руд. Подготовительные процессы./ Под ред. О.С. Богданова, В.А. Олевского и др. 2-е изд., пере-раб. и доп. - М.: Недра, 1982. - 366 с.
8. Андреев С.Е., Перов В.А., Звере-вич В.В. Дробление, измельчение и грохочение полезных ископаемых: Уч-к для вузов, 3-е изд., перераб. и доп. - М.: Недра, 1980. - 415 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ_
9. Болкисев B.C., Колибаба В.Л., Шереметьев Н.Т. и др. Сооружение подземных дробильных комплексов на горнорудных предприятиях. - М.: Недра, 1985. - 243 с.
10. Технико-экономические показатели горных предприятий за 1990-2011 гг. Екатеринбург: ИГЛ УрО РАН. - 2012. -406 с. 1ЕШ
Соколов Игорь Владимирович - доктор технических наук, зав. лабораторией, Смирнов Алексей Алексеевич - кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Гобов Николай Васильевич - кандидат технических наук, доцент, старший научный сотрудник, Антипин Юрий Георгиевич - кандидат технических наук, старший научный сотрудник, Институт горного дела Уральского отделения РАН, e-mail: geotech@igduran.ru.
UDC 622.274.41:622.7-17
THE EXPEDIENCY OF SUBSURFACE CONCENTRATION COMPLEXES APPLICATION IN IRON ORE MINES
SockolovI.V., Doctor of Technical Sciences, Head of Laboratory,
Smirnov A.A., Candidate of Engineering Sciences, Senior Researcher,
Gobov N.V., Candidate of Engineering Sciences, Assistant Professor, Senior Researcher,
Antipin Yu.G., Candidate of Engineering Sciences, Senior Researcher,
Institute of Mining of Ural Branch of Russian Academy of Sciences, e-mail: geotech@igduran.ru.
The basic statements and principles of subsurface concentration complex arrangement are set forth. Calculations on defining the value of capital outlays for construction a subsurface concentration complex are performed. The structure and volume of all necessary chambers and workings are determined in accordance with the complete pattern of subsurface iron ore concentration. The economic expediency of construction subsurface concentration complexes is ascertained.
Key words: subsurface and surface concentration complexes, the pattern of concentration, chambers and workings volume, tailings of concentration, capital outlays for construction a subsurface concentration complex.
REFERENCES
1. Sokolov I.V., Gobov N.V., Smirnov A.A., Medvedev A.N. Jekologija i promyshlennost' Rossii, 2013, September, pp. 16-20.
2. Efremovcev N.S., Abramov V.F., Lushnikov V.I. Gornyj zhurnal, 1985, no 10, pp. 36-41.
3. Shvarc Ju.D., Gornaja promyshlennost', 2000, no 1, pp. 34-36.
4. Pirogov G.G. Razrabotka mestorozhdenij s izvlecheniem i pererabotkoj rud v podzemnom prostranstve (Underground ore mining and processing), Chita, ChitGU, 2004, 263 p.
5. Pasechnik G.M. Normy tehnologicheskogo proektirovanija obogatitel'nyh fabrik dlja rud chernyh met-allov. Chast' 1. Obogatitel'nye fabriki dlja magnetitovyh rud (Preproduction planning standards for ferrous metal ores processing plants, Part 1. Magnetite ore processing plants), VNTP-19-82/ MChM SSSR, Krivoy Rog, Mehanobrchermet, 1982, 148 p.
6. Razumov K.A., Perov V.A. Proektirovanie obogatitel'nyh fabrik. Uch-k dlja vuzov (Processing plant design engineering. College textbook. 4-th edition), Moscow, Nedra, 1990, 518 p.
7. Spravochnik po obogashheniju rud. Podgotovitel'nye processy, Pod red. O.S. Bogdanova, V.A. Olevs-kogo i dr. 2-e izd., pererab. i dop. (Ore dressing reference book. Preparation processes, Bogdanov O.S., Olevskiy V.A. (Eds.), 2-nd edition), Moscow, Nedra, 1982, 366 p.
8. Andreev S.E., Perov V.A., Zverevich V.V. Droblenie, izmel'chenie i grohochenie poleznyh iskopaemyh: Uch-k dlja vuzov, 3-e izd., pererab. i dop (Mineral crushing, grinding and screening: College textbook, 4-th edition), Moscow, Nedra, 1980, 415 p.
9. Bolkisev V.S., Kolibaba V.L., Sheremet'ev N.T. Sooruzhenie podzemnyh drobil'nyh kompleksov na gor-norudnyh predprijatijah (Construction of underground crushing plants in mines), Moscow, Nedra, 1985, 243 p.
10. Tehniko-jekonomicheskie pokazateli gornyh predprijatij za 1990-2011 gg. (Economic performance of mining companies in 1990-2011), Ekaterinburg: IGD UrO RAN, 2012, 406 p.
