CC BY
123
ной продукции при существующих мощностях по выдаче горной массы. Отсортированная в процессе РРС пустая порода (бедная руда) может быть использована как закладочный материал или направлена на выщелачивание.
Хвосты сепарации после соответствующей подготовки могут быть размещены в выработанных камерах для последующего выщелачивания. Возможен также вариант повторной сортировки хвостов сепарации с получением отвального продукта, который может быть использован в качестве закладочного материала, а обогащённая часть выдана на переработку на ЗИФ или опять же направлена на выщелачивание в подземных камерах. Использование подземных камерных выработок для размещения рудного материала для выщелачивания также является перспективным направлением в разработке коренных месторождений золота.
Включение РРС в общую схему отработки месторождения создаёт предпосылки для разработки и применения высокопроизводительных систем на основе скважинной отбойки, что позволит существенно снизить себестоимость на добычных работах.
В целом, включение рентгенорадиометрической сепарации в технологическую цепь разработки месторождений РРС позволяет увеличить запасы разведанных месторождений, значительно повысить рентабельность разработки месторождений и изыскать наиболее приемлемые источники финансирования капитальных работ. Рентгенорадиометрическая сепарация обеспечивает также гибкое регулирование содержания полезных компонентов в руде, направляемой на переработку, что, в свою очередь, влияет на уровень доходности предприятия в зависимости от цен на металлы и структуры затрат на его производство.
Библиографический список
1. Лизункин В.М., Царев С.А., Фёдоров Ю.О. Рентгенора- 2. Опыт и практика рентгенорадиометрической сепарации диометрическая сепарация - перспективное направление (РРС) золотосодержащих и других типов руд: информацион-повышения эффективности разработки месторождений по- ные материалы / Ю.О. Фёдоров [и др.]. Красноярск, 2008. лезных ископаемых // Вестник ЧитГУ. 2009. С.12-18. 47с.
УДК [621.879+622.233.6.051.78]:62-192.622.271.3
ЭНЕРГОЕМКОСТЬ ОСНОВНЫХ ПРОИЗВОДСТВ АЛМАЗОДОБЫВАЮЩЕЙ ОТРАСЛИ
А.И.Шадрин1, Д.А.Ященко2
1Иркутский государственный технический университет,
664074, г. Иркутск, ул. Лермонтова, 83.
2АК «АЛРОСА», Нюрбинский ГОК,
Саха (Якутия), г. Мирный, пр. Ленинградский, 3б - 10.
Рассмотрена энергоемкость основных и вспомогательных процессов открытых разработок. Ключевые слова: карьер; горные и горнотранспортные машины; энергоемкость процессов.
ENERGY CONSUMPTION OF PRIMARY PRODUCTIONS OF DIAMOND-EXTRACTIVE INDUSTRY A.I.Shadrin, D.A.Yaschenko
llrkutsk State Technical University, 83 Lermontov St, Irkutsk, 664074.
2Stock Company ALROSA Nyurbinsk ore mining and processing enterprise, 3b - 10, Leningradsky Av., Mirny, Sakha Yakutia.
The authors consider the power consumption of main and auxiliary processes in the open-cast mines. Key words: open pit; mining and mine transportation machines; process power consumption.
Актуальность энергосбережения с каждым годом возрастает. И это неспроста. Топливные ресурсы в большинстве своем невосполнимы, что заставляет весь мир, в том числе и научный, задуматься о завтрашнем дне. Существует три направления для решения этой задачи: первое - использование инновационных технологий в сфере механизации, не требующих применения газа и нефти; второе - использова-
ние в энергетике технологий, полностью исключающих применение, т.е. попросту сжигание, природных ресурсов, и третье направление - применение наименее энергоемких технологий в различных отраслях народного хозяйства.
Для горной промышленности в настоящее время более актуально применение третьего пути энергосбережения. В этом направлении не один год ведутся
1Шадрин Александр Иванович, доктор технических наук, профессор кафедры горных машин и рудничного транспорта, тел.: (3952)405085.
Shadrin Alexander Ivanovich, a doctor of technical sciences,a professor of the Chair of Mining Machinery and Equipment, tel.: (3952) 405085.
2Ященко Дмитрий Александрович, ведущий инженер, аспирант ИрГТУ, тел.: 89149464244, e-mail: demits@mail.ru Yaschenko Dmitry Alexandrovich, a leading engineer, a postgraduate student of Irkutsk State Technical University, tel.: 89149464244,
научные исследования, результаты которых уже используются на практике. Еще в восьмидесятых годах прошлого столетия в нашей стране перед научным миром ставился вопрос о разработке и внедрении энергосберегающих технологий и соответствующего этим технологиям оборудования. Безвзрывные технологии открытой добычи твердых полезных ископаемых стали одним из направлений решения данной задачи, где самые перспективные разработки основываются на создании рабочих органов машин, использующих механические способы разрушения горной породы - удар, резание, скол. К настоящему времени они все чаще находят использование как на подземных, так и на открытых разработках месторождений
[5].
В алмазной отрасли также пришли к выводу о необходимости изменения технологий добычи, но за основу при их выборе в большинстве своем берется сохранность кристалла алмаза, тем самым проблема энергосбережения переносится на второй план. При подземной разработке алмазоносных месторождений, ранее применяемый буровзрывной способ добычи оказывал отрицательное влияние на целостность и прозрачность кристаллов.
На основании исследований, проведенных на карьере «Сытыканский» с применением проходческого комбайна ГПКС, а также с применением комбайна непрерывного действия модели 2600 БМ фирмы «Виртген» на карьере трубки «Юбилейная», было принято решение использовать безвзрывной способ добычи, что привело к положительному решению вопроса сбережения кристаллов. В плане энергосбережения был обнаружен тот факт, что стоимость 1 МДж химической энергии ВВ примерно в 10 раз выше стоимости электрической энергии [7], применяемой для питания двигателей комбайнов. В настоящее время в подземной технологии работ используются мощные проходческие комбайны АНМ-105, АНМ-75 австрийской фирмы «Виртген», с различными эксплутацион-ными параметрами и характеристиками.
В открытой разработке месторождений кимберли-товых трубок также существовали и существуют проблемы, связанные с применяемой технологией. По мере увеличения глубины карьера возрастает влияние природных и горно-геологических факторов на основные производственные показатели. Увеличение крепости горных пород, увеличение доли скальных пород в общей горной массе, увеличение крупноблоч-ности скальных пород, возрастание водообильности, уменьшение полезных компонентов в ископаемом и др. - это тот ряд природных факторов, влияние которых лишь возрастает по мере увеличения глубины карьера. Такой же прямо пропорциональной зависимостью связаны и производственные факторы, делящиеся, в свою очередь, на технологические, гигиенические и психофизиологические. Если к первым можно отнести увеличение расстояния транспортирования, уменьшение фронта работ на нижних горизонтах, уменьшение размеров транспортных берм, сокращение объемов взрываемых блоков, а также ухудшение условий электроснабжения, то ко вторым, гигиениче-
ским и психофизическим, относятся увеличение загазованности и запыленности рабочего пространства, увеличение опасности производства работ, влияние стесненной окружающей среды на работоспособность персонала. Каждый из этих факторов оказывает особое влияние на соответствующую ему сферу производства. Например, увеличение крепости горных пород снижает производительность буровых станков, увеличение крупноблочности увеличивает выход негабарита и уменьшает производительность погрузочной техники, увеличение расстояния транспортирования неизбежно влечет за собой увеличение парка горнотранспортной техники, следовательно, увеличатся расходы на ее содержание и ремонт, а также увеличивается численность и фонд оплаты труда рабочего персонала, дополнительно принятых на работу машинистов, водителей и обслуживающего персонала и т.д. То есть, все это в конечном итоге влияет на рассматриваемую характеристику производственного процесса - энергоемкость, которая складывается из энергоемкости буровых работ, энергоемкости взрыва, энергоемкости экскавацинных работ, энергоемкости транспортирования и энергоемкости обогащения полезного ископаемого. Необходимо заметить, что в стандартную формулу измерения общей энергоемкости не включена энергоемкость, затраченная человеком для производства всех перечисленных работ, а также энергоемкость вспомогательных производств плюс энергоемкость социальной сферы. Это неотъемлемые части, которые позволяют увидеть картину энергоемкости всего производства в целом и искать новые пути решения проблемы энергосбережения. Следовательно, меняя технологии добычи или же комбинируя их между собой, мы автоматически оказываем влияние на все сопутствующие природные, технологические и социальные процессы.
Одно из решений задачи снижения влияния вышеперечисленных природных и производственных факторов на энергоемкость производственного процесса нашло практическое применение на карьере «Удачный». Была предложена схема непрерывной транспортировки горной массы при помощи ленточных конвейеров. Однако эта технология не выдержала испытания продолжительными низкими температурами и самым слабым звеном оказалась конвейерная лента, на практике способная работать при температуре выше -35 °С.
В 1995 г. на карьере «Удачный» были проведены опытно-промышленные испытания роторного экскаватора К-650 чехословацкой фирмы «ипех», способного производить отработку не взорванных пород с усилием резания до 200 кН/м и в минимальном температурном диапазоне до -35 0С. За период, равный 36 двенадцатичасовым сменам, средняя эксплутационная производительность составила 620 т/ч (347,5 м3/ч), тогда как теоретическая производительность 435 м3/ч. После отгрузки 37,6 тыс. т руды было сломано 211 зубьев ковшей, при этом их замена занимала от 10 до 90 мин. Согласно экспериментальным данным экскаватор К-650 в усовершенствованном исполнении способен разрабатывать горные породы прочностью на
сжатие асж<50 МПа, при этом будет достигнута экс-плутационная производительность не менее 1000 т/ч. Производя сравнительный анализ энергозатрат, использованных для измельчения на обогатительной фабрике 49,2 тонн руды, было выявлено, что при измельчении руды, добытой экскаватором К-650, затрачено энергии на 18% меньше, чем при существующей технологии, т.е. 8,37 и 10,19 кВт ч/т соответственно.
Карьер трубки «Нюрбинская» не является исключением в плане применения существующей технологии добычи. Как и во всей алмазодобывающей отрасли, преимущественно разрабатывающей коренные месторождения открытым способом, здесь применен комплекс механизации для буровзрывного способа добычи, а именно - «буровой станок-экскаватор-автосамосвал». Но на данном месторождении этот комплекс является уникальным. И это заключается не в его структуре, а в составляющих данный комплекс механизмах. Особенность этих машин в том, что все они дизельгидромеханические.
Парк буровых станков представлен двумя типами - это станок DM-M2 американской фирмы «INGERSOLL RAND» и станок SKF фирмы «TEREX». Средняя производительность бурового станка DM-M2 по руде крепостью f=5 равняется 250 п. м., при 11-часовой рабочей смене. Такие показатели достигнуты благодаря отмеченной выше особенности этой машины. Отсутствие поступающего внешнего электропитания, как например, у станка СБШ-250МНА-32, позволяет избежать трудоемкой операции по обслуживанию питающего кабеля при всех передвижениях станка. Отсюда вывод: дизельный буровой станок DM-M2 обладает более высокой мобильностью, чем станки электромеханического ряда. Установленный на станке дизельный двигатель фирмы «Caterpillar» модели 3412 обладает номинальной мощностью равной 522 кВт (700 л.с.). Вращающий момент от двигателя передается через редуктор двум регулируемым насосам замкнутой гидравлической системы. От насосов, в свою очередь, запитано все рабочее и вспомогательное оборудование, кроме гидромоторов вентиляторов, которые снабжаются МГ от малого насоса переменной производительности. Средний часовой расход топлива при рабочей частоте ДВС 2100 об/мин составляет 100 литров. Время бурения одной скважины глубиной 9,5 м по кимберлиту составляет 20 мин, сетка скважин 6х7 метров. Бурение скважин производится шарошечными долотами ТКЗ 215, при этом диаметр буровой штанги 197 мм. Имея эти данные и приняв во внимание годовой план по рудодобыче равный 633 тыс. м3, можно вычислить мощность, затраченную двигателем станка DM-M2 только на процесс бурения: Рбур= (VM. WP№)/h s 60=274736,8 кВт/ч, (1) где VM - годовой план по рудодобыче, м3; Цр - среднее время бурения одной скважины, мин; Рдв - номинальная мощность ДВС, кВт; s - площадь сетки скважин; h - глубина скважины.
Согласно переводной таблице источника [2], из которой следует, что 1 кВт/ч равен 3,6106 Дж, получим затраченную энергию:
W^ 274736,8 3,6106=989052,5 МДж.
Из формулы (1) следует, что сбережение энергии, затраченной на бурение, может быть достигнуто путем увеличения производительности станка. Это доказано на практике на примере станка БКР. Имея двигатель мощностью в 430 кВт, он тратит на бурение той же скважины тем же шарошечным долотом, но штангой диаметром 160 мм примерно 8 мин, следовательно, значение энергоемкости снижается на 34%. Надо заметить, что применение штанги меньшего диаметра по сравнению со штангой станка РМ-М2 является основной причиной, объясняющей увеличение производительности станка БКР. Увеличение затрубного пространства позволяет уменьшить число холостых перемещений бурового става, необходимых для удаления наддолотных «сальников» и неудаленного шлама. Кроме того, весь процесс бурения обеспечивается меньшим по мощности дизельным двигателем.
После окончания бурения производится зарядка взрывных скважин. На карьере трубки «Нюрбинская» этот процесс не механизирован и выполняется вручную бригадой взрывников численностью 8 человек. Так как на Накынском рудном поле применен вахтовый метод, то количество бригад взрывников достигает четырех. Приняв во внимание приведенные сведения, а также расход применяемого ВВ (граммонит 79/21, расход 0,6 кг/м3), можно вычислить, какую массу ВВ предстоит перенести одному взрывнику на своих плечах за один год при ручной зарядке скважин:
твв= (У,д я) / п N=11868 кг=12 т, (2) где я - удельный расход Вв на м3 руды; п - явочная численность бригады взрывников; N - число бригад.
Получив значение массы ВВ, переносимой одним взрывником за год, а также зная среднее расстояние передвижения взрывника от автомобиля с ВВ до взрывной скважины, можно получить энергию, затраченную взрывником для выполнения данной работы: Мзар.скв.=(твв д L) ооБа=988,66 кДж => 0,987 МДж, (3) где д - ускорение свободного падения; L - среднее расстояние от автомобиля с ВВ до скважины; а - угол между векторами силы и направления движения.
Согласно полученным по формуле (3) данным для выполнения годового плана по рудодобыче всем 32 взрывникам необходимо затратить 31,64 МДж. В это значение не включены энергетические затраты тела человека на поддержание собственного тепла при низких температурах, которые имеют место на Накын-ском рудном поле (в среднем 8 месяцев в году).
Во время транспортировки и заряжания ВВ измельчаются, эти мелкие частицы при попадании в органы дыхания оказывают не только физическое, но и химическое воздействие за слизистую оболочку. Длительное воздействие приводит к развитию специфических заболеваний, таких как пневмокониоз и способствует распространению ларингита, бронхита, силикоза, а также туберкулеза легких. Поэтому заряжание взрывных скважин является не только тяжелым физическим трудом, но и технологическим процессом с вредными производственными факторами.
Следующим после заряжания процессом является разрушение монолита руды взрывом, т.е. химической реакцией, в которую вступает ВВ, выделяя большое
количество энергии. Согласно табличным данным, полученным из [7], полная идеальная работа Аи 1 килограмма граммонита 79/21 равна 3,3 МДж. Следовательно, полное количество химической энергии, необходимой для разрушения запланированного годового объема руды, определяется следующим образом [3]: = Аи Ур.д- q = 1 253 340 МДж. (4)
Полученная энергия весьма внушительная, и если ее использовать неправильно (неверно рассчитать схему или заряд, неверно расположить скважины в блоке и некачественно их забуторить), то в результате будет наблюдаться повышенный выход негабарита. На данный момент средний выход негабарита по руде в карьере «Нюрбинский» составляет 5% от общего объема. Наряду с выходом негабарита низкое качество взрыва способствует большому разлету кусков руды, что в свою очередь вызывает нарушение в организации непрерывной грузотранспортной связи добычных уступов с поверхностью.
Необходимо заметить, что во время взрывных работ, продолжительность которых составляет 4 часа в неделю, в карьере приостанавливаются как добычные, так и вскрышные работы, общий простой карьера по этой причине составляет в среднем 208 часов в год, что составляет 19 одиннадцатичасовых смен.
Еще одним негативным производственным фактором, неотъемлемо связанным с производством взрывных работ, является загазованность карьера. Объем образовавшихся паров и газов может составлять от 600 до 900 л на 1 кг ВВ[4], т.е. в нашем случае конечный годовой объем взрывного облака будет варьироваться в диапазоне 227800 - 341280 м3. В настоящее время глубина карьера трубки «Нюр-бинская» достигает 180 метров и явление загазованности проявляется не в полной мере. Как показала практика, время простоя карьера по причине загазованности связано прямолинейной зависимостью с глубиной карьера, взрыв на рудном блоке, как на самой низкой точке карьера, будет способствовать лишь увеличению этого времени. Это объясняется тем, что облаку взрывных газов недостаточно теплоемкости для преодоления расстояния от точки взрыва до дневной поверхности. Поднявшись вверх на некоторую высоту, оно остывает и опускается на дно карьера, после чего удаляется в течение продолжительного времени путем естественного проветривания. Если же взрывному облаку, состоящему из высококонцентрированной смеси ядовитых газов, удается преодолеть это расстояние, то оно распространяется по дневной поверхности согласно розе ветров и негативно влияет на окружающую среду, а попадая в органы дыхания человека может вызвать тяжелое отравление.
Вслед за разрушением руды взрывом следует процесс экскавации. На карьере трубка «Нюрбинская» для погрузки руды в автосамосвалы, как правило, применяются дизель-гидромеханические экскаваторы САТ 5130 американской фирмы Caterpillar. Вместимость ковша этой машины составляет 11 м3, привод гидронасосов рабочего оборудования осуществляется через редуктор двигателем марки 3508В с электронной системой впрыска топлива (EU1). Двигатель че-
тырехтактный, восьмицилиндровый, с турбонаддувом, последовательным охлаждением отвечает международным нормам по выбросу вредных веществ с отработавшими газами. Полная мощность двигателя при частоте вращения 1750 об/мин составляет 746 кВт (1014,5 л.с.), при этом рабочий объем 34,5 л.
Для вычисления энергоемкости процесса экскавации в начале необходимо найти численное значение технической производительности экскаватора, которое определяется по формуле
0Тех= (3600 ■ Е ■ Кн Кпроф) / Тц ■ Кр = 598,5 м3/ч, (5) где Е - геометрическая вместимость ковша; Кн - коэффициент наполнения ковша - 1,1; Тц - среднее время одного цикла - 52 с; Кр - коэффициент разрыхления руды - 1,4; Кпроф - коэффициент профессионализма - 1.
В формуле (5) коэффициент профессионализма оператора принят равным 1 для упрощения расчетов, на практике же его значение может колебаться в диапазоне 0,9 ■ 1,25. Влияние этого коэффициента на производительность экскаватора зависит не только от профессиональных навыков машиниста, но и от его физического и эмоционального состояния. Это доказывает, что наиважнейшим звеном в системе человек-машина является её первое составляющее, т.е. человек.
Следующим значением, необходимым для нахождения энергоемкости процесса, является время, затраченное экскаватором для отгрузки годового плана руды:
Тр.д. = (Ур.д ■ Кв.н) ./ Отех = 1004,7 ч , (6)
где Кв.н - коэффициент выхода негабарита (0,95).
Воспользовавшись выражением (7), возможно определить затраты энергии, необходимые на процесс экскавации:
Wэкс. = Рдв. ■ Тр.д. ■ 3600 = 2 698 200 МДж. (7) С учетом значения энергии, затраченной машинистом на управление экскаватором, и энергии, затраченной помощником машиниста на обслуживание машины, конечное значение Wэкс увеличится. Ввиду того, что современная горная наука не учитывает значение энергозатрат человека, т.к. они относительно невелики, следует доказать их влияние на общие энергетические затраты.
При взрывных работах имеет место выход негабарита, который требует дополнительного разрушения. На карьере «Нюрбинский» для этого применяется два способа: взрывной - при помощи шпуровых или накладных зарядов, и механический - с помощью гидромолота. На данный момент используется преимущественно второй способ, когда экскаватор САТ 325 оборудуется навесным гидромолотом.
Согласно данным [5], удельная энергоемкость при ударном разрушении негабаритов для горной породы крепостью 6 по шкале проф. М.М Протодьяко-нова составляет 0,7 кВт ■ ч / м3. Это позволяет определить значение энергии, необходимой для ударного разрушения негабаритов:
Wу.д. = Ур.д ■ 0,05 ■ е ■ 3600 = 79 758 МДж, где - е - удельная энергоемкость при ударном разрушении негабаритов.
Дальнейшая экскавация требует дополнительных энергозатрат:
W3KC негаб =(VPa ■ 0,05 ■ Рдв ■ 3600) /Оуех = 142 020,4 МДж.
Следующим элементом системы механизации является автосамосвал, который обеспечивает перевозку руды с отметки +62 до отметки +255, где находится рудосклад. Парк автосамосвалов представлен двумя типами автосамосвалов: САТ 777D фирмы «Caterpillar» и БелАЗ 7548. Для перевозки руды от забоя до рудосклада, в основном, используются автосамосвалы САТ 777D. На этих машинах установлен двигатель (ДВС) марки 3508 мощностью 746 кВт (1014,5 л.с.). Этот двигатель подобен двигателю, установленному на экскаваторе САТ 5130, главным отличием которого является прошивка процессора электронного блока управления (ЭБУ) ДВС. Так как экскаватор и автомобиль работают в различных условиях, программное обеспечение позволяет оптимизировать работу двигателя для конкретной ситуации, что позволяет ДВС максимально приблизиться к своим номинальным параметрам. В конечном итоге это позволяет увеличить ресурс двигателя, стоимость которого более ста тысяч долларов.
При передвижении по карьерным автодорогам самосвалу необходимо преодолеть уклон равный 8 00/00, при этом среднее расстояние от забоя до рудосклада составляет 3 км. Средняя скорость самосвала при использовании попеременно второй или третьей передачи равна 16,8 км/ч. Зная расстояние и скорость передвижения, можно вычислить среднее время передвижения, за которое двигатель затрачивает максимальную мощность:
Тдв = 1_дв /идв= 0,18ч = 9 мин.
Загрузка автосамосвала рудой производится на 97,8 % относительно его паспортной грузоподъемности, что составляет 88 тонн. Целью принятого на карьере «Нюрбинский» паспорта загрузки является уменьшение просыпей алмазосодержащей руды на автодорогу.
Производя расчет энергоемкости транспортировки руды, примем во внимание минимальную теоретически необходимую величину кинетической энергии для перемещения планового объема руды:
W-фанс.теор. = VM ■ р ■ g ■ h = 2 739 241 МДж, где р - плотность руды - 2,3 т/м3; g - ускорение свободного падения; h - относительная разница высот между точкой загрузки и точкой разгрузки - 192 м.
Вычислим практическое значение энергоемкости транспортировки и сравним его с теоретическим:
W-транс = ^рд ■ р ■ Р ■ V 3600 ■ Кзд) / мпз ■ 60 =
= 5 998 241 МДж, (8)
где мп.з - масса руды, перевозимая автосамосвалом соответственно паспорту загрузки; Кз.д - поправочный коэффициент номинальной загрузки двигателя во время движения, равный 0,90.
Следовательно, разница между теоретическим и практическим значениями энергии, необходимой для перевозки руды, равна 3 925 472 МДж. Можно предположить, что основной объем этой энергии расходуется автомобилем на преодоление сил сопротивления движением.
Следующим пунктом назначения для перевозки руды, после рудосклада, является бункер обогатительной фабрики, куда руду для дробления перевозят автосамосвалы БелАЗ 7548. Мощность двигателя марки КТА-19С, установленного на этих самосвалов, равна 441кВт. Расстояние от рудосклада до бункера 400 м, уклон пандуса 400/00. При передвижении самосвал использует третью или четвертую передачу трансмиссии, при этом средняя скорость движения составляет 25 км/ч, следовательно, с учетом разгона и торможения время движения составит примерно две минуты. Согласно паспорту загрузки, в котором также поставлен акцент на уменьшение просыпей, регламентированная грузоподъемность составляет 36 т, тогда как техническая равна 42 т.
Для вычисления энергоемкости транспортировки руды с рудосклада воспользуемся формулой (8), после чего найдем полную энергоемкость транспортировки руды от забоя до рудосклада:
Wтранс. дроб. = ^р.д ■ р ■ Р ■ Тдв 3600 ■ Кзд.) / мпз. ■ 60 = 1 712 138 МДж.
Wтранс = Wтранс. заб. + Wтранс. дроб = 7 710 379 МДж.
Чтобы иметь более полную картину энергоемкости основных производств, необходимо вычислить энергоемкость дробления годового плана руды щековой дробилкой СМД-117Б, используемой обогатительной фабрикой №16 на Накынском рудном поле. Из экспериментальных данных известно, что удельная энергоемкость дробления для СМД-117Б равна 0,15кВт/т. Отсюда следует, что полные энергетические затраты на дробление составляют
^^дроб. = Ур.д ■ р ■ едроб 3600 = 786 186 МДж.
Полное предполагаемое энергопотребление фабрикой №16 на 2009 при плановой рудодобыче в 1,455 млн. тонн руды найдем из пропорции, приняв во внимание показатели 2008 года.
29815,41 МВт / 1,850 млн.т. = Wобогощ.09 / 1,455 млн.т. = 23 449,41 МВт.
23 449,41 МВт = 84 417 876 МДж.
Проанализировав и подсчитав энергоемкость всех основных производств алмазодобывающей отрасли на примере карьера трубки «Нюрбинская» и обогатительного комплекса фабрики №16, можно вывести формулу для расчета общей энергоемкости:
W1 = Wобогощ.09 + Wтранс + Wэкс негаб + Wудар + Wэкс. +
Wвз + Wзар.скв + W6ур = 97 290 657,14 МДж.
Цифра внушительная и заставляет задуматься о возможности применения менее энергоемких технологий. К примеру, если использовать для добычи руды проходческий комбайн АМ-105 с общей мощностью привода 330 кВт и производительностью 68,2 т/ч, то удастся избежать процесса бурения, заряжения взрывных скважин, взрыва как такового и даже процесса экскавации, если производить погрузку руды сразу в автосамосвалы. Это то, что касается технологии добычи. В технологии обогащения можно будет экономить как минимум на процессе дробления, т.к. средний размер фракции руды, добытой комбайном, равен 150 мм, при том что максимальный размер куска руды, который может принять мельница мокрого
самоизмельчения, равен 400 мм (выходная щель дробилки 250 мм).
Для выполнения суточного плана по переработке руды фабрикой №16, равного 5000 т, необходимо будет использовать 3,3 комбайна, и если принять во внимание вышеупомянутый факт, говорящий о том, что при механизированном способе добычи кристал-лосбережение составляет 15-20%, конечное число комбайнов можно приравнять к 3. Найдем энергозатраты на добычу руды для предлагаемой технологии:
Wкомб = Р ■ N ■ Тсм ■ 365- 3600 = 28 618 920 МДж.
Плановым показателем для обогатительной фабрики является карат, но как уже было сказано выше, безвзрывная технология добычи позволит сберегать до 20% кристаллов, а следовательно, сэкономить примерно такой же процент потребляемой энергии на обогащение, что составит Wэк = 16 883 575,2 МДж. Значит, энергоемкость предлагаемой технологии будет складываться:
W2 = ^обогощ.09 - Wэк - ^^дроб ) + WTранс + Wкомб =
103 163 599, 8 МДж.
Таким образом, из проведенных расчетов видим, что количество энергии, необходимой для добычи и переработки руды, по предлагаемому безвзрывному способу механизации, приблизительно равно количеству энергии, необходимой для реализации добычи кристаллов по традиционной схеме. Однако здесь не учтены затраты энергии на содержание социальной инфраструктуры горного предприятия, напрямую зависящие от численности рабочего персонала. Следует заметить, что в случае механической добычи применена только электрическая энергия и количество рабочего персонала, занятого в этом процессе, как минимум на 36 человек меньше, чем при традиционной технологии. Следовательно, при выборе средств механизации горных работ следует учитывать также и затраты энергии живого труда в системе «Человек-машина-среда».
1. Махно Д.Е., Страбыкин Н.Н., Кисурин В.Н. Горные машины и комплексы: краткий курс лекций. Иркутск: Изд-во ИрГТУ, 1996. Ч. III. 224с.
2. Кабардин О.Ф. Физика. Справочные материалы. М.: Учебная литература, 1996. 367 с.
3. Кутузов Б.Н. Разрушение горных пород взрывом. М.: Изд-во МГГУ, 1994. 448 с.
4. Кутузов Б.Н. Безопасность взрывных работ в промышленности. М.: Недра, 1977. 344 с.
\ский список
5. Маттис А. Р. и др. Безвзрывные технологии открытой добычи твердых полезных ископаемых. Новосибирск: Изд-во СО РАН, 2007. 337 с.
6. Власов В.М., Андросов А.Д. Технология открытой добычи алмазов в криолитозоне. Якутск: Изд-во яНц СО РАН, 2007. 388 с.
7. Тангаев И.А. Энергоемкость процессов добычи и переработки полезных ископаемых. М.: Недра, 1986. 231 с.
