CC BY
23
Ah =
sin а (S( • l + Sсе ■ b) m ¿K в
На уровне основного откаточного горизонта проходят полевой откаточный штрек и соединительные выработки. Породу от проходки размещают в выработанном пространстве ниже уровня основного горизонта. Затем отрабатывают основные запасы блока. Причем основные запасы блока отрабатывают без оставления подштрековых целиков в верхней части блока, обеспечивающих устойчивость рудного этажного штрека вышележащего этажа. Соедини -тельные выработки выполняют роль погрузочных заездов. Отбитую руду доставляют через них на полевой этажный штрек и далее по полевому этажному штреку к рудоспуску или стволу. После отработки запасов блока в соединительных выработках устанавливают вентиляционные перемычки, препятствующие проникновению воздуха в выработанное пространство.
Благодаря опережающей разведке и разработке запасов ниже основного горизонта, ликвидации надштрековых и подштрековых целиков увеличиваются запасы, разрабатываемые с основного горизонта и производительность блока. Снижаются потери полезных ископаемых и затраты на добычу (на подготовительные и очистные работы).
При наличии на руднике дополнительных источников породы высота очистного пространства (опе-
режающего забоя) может быть соответственно увеличена. При данном способе разработки высота этажа и соответственно его запасы увеличиваются в
Нэ + АН .
—------ раз, где Ьэ - высота этажа при обычной под-
Нэ
готовке, а АЬ - высота части запасов ниже уровня основного горизонта.
На одних и тех же запасах вместо Пб этажных квершлагов (штолен), околоствольных дворов, штре-
Пб * Нэ
ков и т.д. можно пройти всего лишь п = —-—— вы-
Нэ + АН
работок горизонта.
При обычных вариантах систем разработки длинными столбами по простиранию, подэтажных штреков, с магазинированием руды и др. на рудных залежах или угольных пластах малой и средней мощности объем пород от проходки подготовительно-нарезных выработок может достигать 7-8 %. Применение нового варианта технологической схемы разведочно-эксплуатационных, подготовительных и очистных работ позволит на эту величину уменьшить разубоживание, благодаря чему извлечение из недр увеличится на 5-7 %, извлечение полезных компонентов при обогащении увеличится на 2-3 %, а извлекаемая ценность добываемого полезного ископаемого (рудной массы) увеличится на 3-4 %.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ --------------------------------------------------------------------------------
Шестаков Виктор Александрович — профессор, доктор технических наук, Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
Отаров K.M., Каган Г.Ф., А.В. Игнатов - Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
© В.А. Шестаков, К.М. Отаров,
Г.Ф. Каган, Т.В. Литовчеико, 2002
УЛК 622.831
В.А. Шестаков, К.М. Отаров, Г.Ф. Каган, Т.В. Литовченко
МЕТОЛ ОБОСНОВАНИЯ ПУТЕЙ БОЛЕЕ ПОЛНОГО ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ЗАПАСОВ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Н
а разных этапах развития экономики должны предъявляться разные требования к качеству минерально-сырьевых ресурсов и их полноте использования. В современных экономических условиях определить оптимальный уровень полноты использования рудных месторождений можно на основе системного подхода, рассматривая все этапы использования недр (разведку, добычу, транспортирование, обогащение и металлургический передел) во взаимосвязи и взаимозависимости, а также учитывая особенности изменений в современной экономике
(платность недр, дефицитность инвестиций, финансирование капитальных работ с учетом процентной ставки на кредит и т.п.). Эти изменения требуют соответствующего изменения методов решения задач полноты использования недр.
В силу того, что на отечественных предприятиях вольфрамо-молибденовой промышленности содержание трехокиси вольфрама в добываемой рудной массе было в 4-5 раз, а молибдена в 10 раз меньше, чем на зарубежных предприятиях, то на них содержание трехокиси вольфрама в вольфрамовом концентрате достигало порядка 32-35%, а содержание молибдена в молибденовом около 40%. Извлечение металлов при металлургическом переделе концентратов составляет 94-95%. Показатели обеспечивались ценой огромных потерь металлов при обогащении: вольфрама 40%, молибдена 55% и более. И вполне естественно, что при обогащении рудной массы с низким содержанием металлов труднее обеспечивать высокое содержание металлов в концентратах согласно требованиям металлургических заводов, экономика которых зависит от качества перерабатываемых концентратов.
В настоящее время выполнение требований металлургов на многих горнодобывающих предприятиях усложнилось из-за резкого сокращения объемов производства, увеличения эксплуатационных затрат на добычу и обогащение, а также из-за сложившихся в новых экономических условиях низких цен реализации концентратов и металлов. В таком положении оказались Тырныаузский вольфрамо-молибденовый ГОК, Джидинский ВМК, а также многие ГОКи свинцово-цинковой отрасли. В связи с этим возникает необходимость пересмотра не только кондиций на руду, но и требований к качеству производимых концентратов. Эту задачу надо решать комплексно на основе совместного рассмотрения и оптимизации всей технологической цепи, начиная с разведки запасов, включая добычу, обогащение, транспортирование концентратов, их металлургический передел и реализацию конечной продукции. Необходимо иметь в виду, что добывая рудную массу с более высоким содержанием металлов, можно повысить производственную мощность рудника и обогатительной фабрики по конечному продукту, в частности, благодаря тому, что можно повысить извлечение металлов при обогащении в концентраты и содержание в концентратах, что в свою очередь позволит увеличить производственную мощность перерабатывающих эти концентраты металлургических заводов и извлечение металлов из концентратов. И, наоборот, если уменьшить содержание металлов в добываемой рудной массе, то снизится извлечение в концентраты и содержание в концентратах, из-за чего снизится эффективность работ по всей технологической цепочке. Чтобы не допустить убытков, металлурги, как правило, требуют от горняков и обогатителей концентраты с высоким содержанием металлов. Выполнение этих требований обогатителями очень часто приводит к огромным потерям при обогащении, которые подчас в
несколько раз больше, чем при добыче.
В результате получается, что при затратах (на добычу и обогащение) около 70% всех затрат на производство металлов теряется практически больше половины металлов. На стадии металлургического передела теряется лишь 5-7%. В такой ситуации напрашивается решение при разработке бедных руд соответственно по возможности снижать разубоживание руды при добыче, а при обогащении содержание металлов в концентратах (до оптимальной величины), что позволит резко снизить потери при обогащении, увеличить производственную мощность обогатительных фабрик и снизить удельные затраты на добычу и обогащение в расчете на металл в концентрате. Увеличение затрат на металлургический передел несколько увеличенного количества концентратов может оказаться несущественным в связи с недозагрузкой производственных мощностей заводов. И наоборот, при разработке богатых руд, особенно на месторождениях, расположенных далеко от металлургических заводов, увеличивать до оптимальной величины содержание металлов в концентратах.
Если рассматривать решение этой задачи с позиции интересов горно-обогатительного комбината, то окажется целесообразным значительно снизить содержание металлов в концентратах, благодаря чему повысится извлечение металлов в концентраты и снизятся затраты на обогащение. Но при этом несколько увеличатся затраты на металлургический передел концентратов, хотя цены на эти концентраты могут быть снижены. Поэтому оптимум содержаний металлов в концентратах должен устанавливаться на основе определения эффективности работы всего комплекса производств по добыче и переработке руд цветных и редких металлов вплоть до реализации конечной продукции.
Если раньше такие и подобные им задачи решались на основе критерия приведенных затрат, то в настоящее время этот критерий потерял свое значение. Для действующих предприятий, на которых не требуется строить новые дополнительные объекты, эту задачу целесообразно решать на основе определения максимума дисконтированной прибыли от реализации конечной продукции за какой-то расчетный период времени, например, за год или какой-то другой планируемый период. При этом критерий эффективности варианта, обеспечивающего то или иное содержание металлов в концентрате, в общем виде может быть представлен формулой (руб.)
L П „ =ЕАр ( - У( + Е )"'.
t=1 t=1
где Apt - производственная мощность рудника и обогатительной фабрики в t-й год, т/год, LJdt - извлекаемая ценность добываемой рудной массы с учетом стадий обогащения, транспортирования концентратов и их металлургического передела в t-м году, руб/т; cdt - эксплуатационные затраты на добычу, обогащение, транспортирование и металлургический передел концентратов в t-м году,
руб/т добываемой рудной массы; р - расчетный срок сравнительной оценки вариантов, лет; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.
Если необходимо сравнить варианты на основе суммы годовой прибыли, получаемой при добыче, обогащении и металлургическом переделе, то формула критерия оценки эффективности будет иметь вид (руб/год)
Прг = Ар (цд - Сд ) •
Удельное значение критерия эффективности определится по формулам:
П = Е Пт / и ПрГ = ПрГ / Ар.
¡=1 ¡=1
Для правильного решения задачи по этому критерию необходимо установить зависимости извлечения металлов в концентраты от их содержания в концентратах, зависимости изменения эксплуатационных затрат на обогащение добываемой рудной массы от качества получаемых концентратов, а также зависимости изменения затрат на металлургический передел концентратов от их качества. Кроме этого необходимы знания зависимостей извлечения металлов из концентратов с разным их содержанием, выхода концентратов от содержания в них металлов и соответствующие выходу показатели извлечения при обогащении, данные о затратах на добычу рудной массы, ее обогащение, транспортирование и металлургический передел концентратов (при базовом варианте), данные об отпускных ценах на металлы и металлы в концентратах и т.п. Содержание металлов в концентратах, так же как извлечение их в концентраты, зависит прежде всего от содержания этих металлов в добываемой и перерабатываемой рудной массе. Основными факторами, определяющими эффективность процесса обогащения, например, на Тырныаузской обогатительной фабрике, являются: содержание вольфрама в рудной массе, содержание в ней кальцита, глины и окисленных форм полезных компонентов.
Извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом и любом другом варианте определится по формуле (руб/т)
n m n5 m
Цд = 0,101Z сг (- Pi )Z єа«ємуЩ + Z (- Pi )ZЄбдцЄшЦбі.
i=1 j=1 i=1 j=1
+
где п - число полезных компонентов, извлекаемых в концентраты; т - число концентратов; с - содержание У-го полезного компонента цветного металла в
руде балансовых запасов, %; Сб1 (1 - Р,) = аа "
с(1 - Р)=а - содержание У-го благородного и
цветного металла в добываемой рудной массе, %; Р -разубоживание руды по У-му компоненту, доли ед.; е0/ - извлечение 1-го цветного металла d /й концентрат, доли ед.; ем/ - извлечение У-го цветного металла из /го концентрата, доли ед.; цу - отпускная цена У-го металла, извлекаемого из /го концентрата, руб/т; Ео/ - извлечение У-го благородного или редкого металла в /й концентрат, доли ед.; Ебм/ - извлечение Уго благородного или редкого металла из /-го концентрата, доли ед.; Сб - содержание У-го благородного металла в руде балансовых запасов, г/т, кг/т и т.п.; цб - отпускная цена У-го благородного или редкого металла, извлекаемого из /го концентрата, руб/г, руб/кг и т.д.
Примерные расчеты применительно к условиям Тырныаузского ГОКа и Нальчикского ГМЗ показывают, что при снижении содержания металлов в вольфрамовом концентрате с 35% до 25% извлечение при обогащении увеличится примерно в 1,18 раза, а производство вольфрамового ангидрида на НГМЗ увеличится на 4,5%. При условии добычи 1 млн. т/год годовая экономия по ТГОКу может составить более 20 млн руб/год, а по НГМЗ порядка 8 млн руб/год. Еще больший эффект может быть обеспечен, если при добыче сократить разубоживание руды, особенно породами, содержащими кальцит и глину.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Шестаков Виктор Александрович — профессор, доктор технических наук, Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
Отаров K.M., Каган Г.Ф., Литовченко Т.В. - Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
n m Щ m
Цд = 0,101Z (- p )Z sojsMj4j + Z сй (- p )Z s6djs6Mj46j,
i=1 j=1 i=1 j=1
