CC BY
71
© В.А. Шестаков, Э.С. Садыков, 2003
УДК 622.831
В.А. Шестаков, Э.С. Садыков
МЕТОД ОПТИМИЗАЦИИ СТЕПЕНИ ДРОБЛЕНИЯ ГОРНОЙ МАССЫ ПРИ ДОБЫЧЕ ИЗВЕСТНЯКА
ботки горной массы формуле (руб/м3)
С
по следующей
общ. = С1 + С2 + С3 ^ С4 ^ С5 где Собщ. - общая себестоимость отбитой породы, руб/м3; С1 и С3 - себестоимость первичных и вторичных буровых работ, руб/м3; С2 и С4 - себестоимость первичных и вторичных взрывных работ, руб/м3; С5 - себестомость погрузки породы, руб/м3; С6 - себестоимость транспортирования породы, руб/м3; С7 - себестоимость первой стадии крупного дробления, руб/м3.
В некоторых случаях Б.Н. Кутузов предлагает учитывать также возможное увеличение конечной себестоимости полезного ископаемого за счет увеличения выхода некондиционных фракций (отходов мелочи).
В результате сравнительной оценки разных вариантов удельного расхода ВВ на отбойку и соответствующей степени дробления обычно устанавливается довольно широкая область оптимальных значений показателя удельного расхода ВВ на отбойку, обеспечивающих минимум себестоимости добычи полезного ископаемого. Аналогичная методика применялась при решении задачи оптимизации степени дробления руды при подземной разработке рудных месторождений системами с массовой отбойкой. В качестве критерия оценки вариантов параметров буровзрывных работ (удельного расхода ВВ на отбойку) многими авторами принималась минимальная сумма затрат на отбойку и выпуск рудной массы из блоков [8]. Данные весьма логичные и простые методики вполне отвечали тем условиям, когда эффективность многих процессов и работы многих горных предприятий оценивались по себестоимости добычи или по приведенным затратам.
Однако изменившиеся в нашей стране экономические условия, когда оценка любого мероприятия по критерию себестоимости добычи оказалась совершенно недостаточной, и когда критерии себестоимости добычи, приведенных затрат, а в ряде случаев и удельной прибыли (в расчете на 1 т балансовых запасов) практически вообще потеряли свое былое значение для решения большинства задач разработки месторождений. В частности, для оптимизации степени дробления горной массы, требуется применение критериев, учитывающих величину капиталовложений на всех стадиях горных работ, возможное изменение производственной мощности горного предприятия по добыче и переработке, возможное изменение качества добываемого полезного ископаемого (горной массы), а также полноты использования недр и добытого полезного ископаемого. Особенно важно учитывать эти факторы в условиях открытой разработки месторождений известняков, доломитов и других строительных материалов, на которых в зависимости от степени дробления горной массы может сильно изменяться не только выход негабаритов, но и выход некондиционной мелочи и не только после отбойки, но и после стадии дробления и грохочения, а, значит, и производственная мощность карьера по величине полезно используемых на последующих стадиях переработки продуктов, а также качество добываемого полезного ископаемого. При этом не только может измениться величина удельных эксплуатационных затрат, но и цена конечной (товар-
+ С + С + С + С
Э
ффективность буровзрывных работ на карьерах во многом определяет эффективность работы предприятия в целом. Для нормальной работы любого карьера необходимо обеспечить прежде всего оптимальную степень дробления добываемого полезного ископаемого. Степень дробления обычно характеризуется такими показателями, как выход негабаритных кусков, их гранулометрический состав (%), выход некондиционной мелочи (%) и средний диаметр куска отбитой горной массы. Наиболее важным показателем степени дробления горной массы обычно считается выход негабаритной кусковой фракции, от чего зависит надежность работы и производительность погрузочно-транспортного оборудования, а также затраты на вторичное дробление или складирование негабаритов.
На карьерах разных горнодобывающих отраслей предъявляются разные требования в части выхода негабаритов. Так, например, на карьерах железорудной промышленности при удельном расходе ВВ на отбойку в пределах от 0,6 до 1,25 кг/м3 выход негабаритов изменялся обычно в пределах от 0,5 % до 2-3 % [1,3]. На карьерах по добыче известняков, доломитов при удельном расходе от 0,5 до 0,8 кг/м3 выход негабаритов изменялся в пределах от 3 % до 6-7 % [2,7]. Оптимальная степень дробления горной массы в тех или иных условиях обычно устанавливалась на основе определения минимума эксплуатационных затрат на бурение скважин, их заряжание и взрывание, а также на погрузочнотранспортные работы с учетом вторичного дробления (негабаритов). Проблеме оптимизации степени дробления посвящено довольно много работ, в частности, таких крупных ученых, как академики Н.В. Ржевский и Н.В. Мельников, профессора, доктора наук Г.И. Покровский, А.Н. Ханукаев, В.Н. Мосинец, Б.Н. Кутузов и многие др. Наиболее полно проблему оптимизации степени дробления горных пород при взрывных работах на карьерах исследовал профессора Б.Н. Кутузов, который исходил из того, что увеличение удельного расхода ВВ на отбойку обеспечивает повышение качества дробления горной массы, способствует снижению выхода негабаритов, увеличению производительности экскаваторов, транспортных средств и механизмов первичной обработки добытой горной массы, но требует существенного увеличения затрат на буровзрывные работы [5]. Поэтому он считает, что необходимо обеспечивать такую степень дробления горных пород, при которой эксплуатационные затраты на единицу продукции по всему комплексу добычи и механического дробления первой стадии были минимальными. Для обоснования рациональной степени дробления он предлагает определять себестоимость добычи и перера-
ной) продукции и рынки ее сбыта, а также эффективность использования капиталовложений, что весьма важно при дефиците инвестиций.
Поэтому в современных экономических условиях задачу оптимизации степени дробления горной массы необходимо решать на основе нового методического подхода, полностью соответствующего требованиям рыночной экономики. Следует также иметь в виду, что в настоящее время, по сравнению с предыдущим периодом, многие цены на буровое, погрузочно-транспортное оборудование и другую продукцию машиностроения, а также на ВВ, ВМ и СВ очень сильно изменились в сторону повышения. Приобретение дорогостоящего оборудования часто оказывается возможным только в случае получения кредита под определенные проценты, что также следует учитывать при решении задачи оптимизации степени дробления горной массы. Для того, чтобы учесть все эти факторы необходимо принять во внимание, что при изменении параметров буровзрывных работ (удельного расхода ВВ, ВМ и СВ) возможно изменение производственной мощности горного предприятия, качества добываемого полезного ископаемого и полноты его использования при дальнейшей переработке и реализации товарной продукции, а также величины капитальных затрат.
Оценивая влияние параметров БВР на качество добываемого известняка необходимо иметь в виду, что ценность любого минерального ресурса, в том числе известняка, очень сильно возрастает по мере увеличения стадий его переработки. При решении задачи оптимизации параметров БВР на основе традиционного отраслевого методического подхода по критерию минимума удельных затрат на добычу и первичную обработку или даже прибыли по разнице между ценой щебня и затратами на его производство, полностью игнорируется эффективность использования производственных фондов (капита-ловложений) и очень сильно занижается ценность разрабатываемых запасов. Поэтому для более полной оценки эффективности того или иного варианта способов и параметров технологии разработки необходимо принимать во внимание всю технологическую схему добычи и переработки вплоть до получения конечной продукции, которая находит рынки сбыта.
В качестве критерия оценки может быть принята сумма годовой прибыли за вычетом из этой суммы капитальных вложений на стадиях добычи и переработки (с учетом процентной ставки за кредит). Для базового и любого другого варианта степени дробления горной массы этот критерий будет иметь вид (руб):
а) для базового варианта
П
ргб
n
= Аб (цдб - сдб )-Х К6і (l + Ek )5
б) для нового варианта
n
Прг = А(цд - сд )-Х Кі (1 + Ек )
i=1
где Аб и А - производственная мощность горного предприятия при базовом и новом вариантах по добыче горной массы, т/год; цдб и цд - извлекаемая ценность добываемого и перерабатываемого полезного ископаемого при базовом и новом вариантах, руб/т; сдб и сд - эксплуатационные затраты на добычу и переработку полезного ископаемого (известняка) при базовом и новом вариантах, руб/т; Ек - коэф-
фициент банковской процентной ставки за кредит, доли ед.; Кб1 и К; - величина капитальных затрат при базовом и новом вариантах на 1-й стадии добычи и переработки, руб; п-число стадий добычи и переработки.
Если при переходе на новый вариант степени дробления горной массы увеличивается полнота использования запасов, то удельные капиталовложения снижаются. Например, если по сравнению с базовым вариантом при новом варианте снизится выход некондиционной мелочи, то при этом уменьшатся не только эксплуатационные затраты на отва-лообразование отходов, но и капитальные затраты на вскрышные работы и строительство отвалов.
Удельное значение этого критерия имеет вид (руб/т):
а) при базовом варианте п
Прб = (цдб _ сдб) _ X Кб С1 + Ек )/ ^,
i—1
б) при новом варианте
Пр —
n
А(цд - сд )-Х Kit (l + Ек )
i—1
/А.
Если требуется сравнить варианты степени дробления горной массы за несколько лет, то в качестве критерия оценки их эффективности может быть принята сумма дисконтированной прибыли за какой-то расчетный период времени за вычетом разницы в капитальных затратах по формулам (руб):
а) при базовом варианте
^Р ^Р / \ / ^p n
2 ПргЯ = 2 A5t (Цдб1 - Сдб1 ) I1 + E)tp -22 K5it I1 + E),
t=1 t=1 / t=1 i=1
б) при новом варианте
2 Пр^ = 2 At kt - Сдt V(1 + E)tp1 - 2 Kit (1 + Ek ),
t=1 t=1 t=1
где tр - расчетный срок сравнительной оценки, лет; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.
Возможность увеличения или уменьшения производственной мощности горного предприятия при изменении параметров БВР (удельного расхода ВВ на отбойку) можно установить на основе определения времени производственного цикла добычи полезного ископаемого.
Если, например, при базовом варианте, при котором время бурения, заряжания и взрывания скважин при отбойке равно ^врб, время экскавации и погрузки горной массы равно 1эпб, время взрывного дробления негабаритов равно W, то время выполнения производственного цикла добычи будет равно Тб= tбврб+ tэпб+ W.
Допустим, что при новом варианте при некотором уменьшении удельного расхода ВВ на отбойку (и расхода бурения) затраты времени на буровзрывные работы в блоке будут равны (мес)
tбвр tбур qc / q сб ^ ^"вз q в / q вб ^ эп,
где и tE3 - время выполнения буровых и взрывных работ
в производственном цикле при базовом варианте, мес; t^ -время экскаваторно-погрузочных работ в блоке, мес; чсб и Чвб - удельный расход скважин и ВВ на отбойку при базовом варианте, м/т; кг/т; чс и qB - удельный расход скважин и ВВ на отбойку при новом варианте, м/т, кг/т.
Допустим также, что при новом варианте несколько увеличивается выход негабаритов, но от взрывного вторичного
дробления их отказались и применили механическое дробление негабаритов в процессе экскаваторно-погрузочных работ. Время экскаваторно-погрузочных работ при новом варианте может быть как меньше, так и больше, чем при базовом варианте и тогда его величина будет равна (мес)
*эп _ ^эпб qэ^/qэпб,
где qэпб и qэп - удельный расход времени на экскаваторнопогрузочные работы при базовом и новом вариантах, сек/т.
Время экскаваторно-погрузочных работ при новом варианте может быть как меньше, так и больше, чем при базовом варианте и тогда его величина будет равна (мес.)
^эп _ ^эпб ^п/^пб’
где qэпб и qэп - удельный расход времени на экскаваторнопогрузочные работы при базовом и новом вариантах, сек/т.
Тогда общее время производственного цикла при новом варианте составит (мес.)
Т ^ бур ^^сб ^ ^вз qв/qвб ^ ^эп qэп/q эпб .
В соответствии с изменением продолжительности производственного цикла производственная мощность карьера по добыче горной массы при новом варианте и той же производственной площади изменится согласно выражению (т/год)
А = АбТ/Тб.
Таким образом, в зависимости от степени дробления горной массы при отбойке (удельного расхода бурения, ВВ и СВ) будут изменяться не только прямые эксплуатационные затраты, но и условно постоянный. Так, если при базовом варианте себестоимость добычи и переработки равна сдб, то при новом варианте, при котором обеспечивается снижение прямых затрат на буровзрывные и погрузочно-доставочные работы, а также увеличение производственной мощности карьера по горной массе, себестоимость добычи и переработки известняка до конечной (товарной) продукции будет равна (руб/т)
Сд =(сдб -Асд )^1 -ф 1 - ,
где Дсд - снижение прямых удельных эксплуатационных затрат при новом варианте с уменьшенным удельным расходом бурения и ВВ (по сравнению с базовым), руб/т; ц - доля условно-постоянных затрат в себестоимости добычи и переработки известняка при базовом варианте технологии (параметров БВР и степени дробления горной массы). При этом в себестоимость добычи и переработки как при базовом, так и при любом другом вариантах должны включаться эксплуатационные затраты не только на бурение, взрывание, вторичное дробление, экскавацию и транспорт горной массы и ее первичную переработку, как это было принято раньше, но и затраты на все последующие стадии переработки, вплоть до получения конечной (товарной) продукции. Потому, что при другом варианте может измениться качество добываемого полезного ископаемого, которое скажется на эффективности стадий последующей переработки первично подготовленного сырья. К тому же необходимо иметь в виду, что цена продукта переработки любого минерального сырья резко увеличивается по мере увеличения стадий его переработки. Вполне естественно, что отпускная цена конечной продукции и извлекаемая ценность добываемого и перерабатываемого полезного ископаемого должны прини-
маться с учетом всех стадий переработки горной массы и направлений использования получаемой из нее конечной продукции в зависимости от наличия тех или иных рынков сбыта. Любые варианты степени дробления горной массы (известняка) существенно отличаются не только по выходу негабаритов, но и по выходу некондиционной мелочи, а, значит, и по объему полезно используемой при дальнейшей переработке горной массы. В результате сравниваемые варианты могут очень сильно отличаться по величине прибыли даже при одинаковых эксплуатационных затратах. Например, на Джегонасском карьере по добыче известняка обычно (базовый вариант) при среднем удельном расходе ВВ на отбойку, равном 0,78 кг/м3 выход негабаритов составляет 4-5 %, а выход некондиционной мелочи после отбойки и первичной переработки (крупного дробления и грохочения) достигал в среднем 20-23 %. При этом негабариты не подвергались вторичному дроблению из-за дороговизны этого процесса как при дроблении шпуровыми, так и накладными зарядами, поскольку удельный расход ВВ на вторичное дробление достигал 0,3-0,4 кг/м3. По традиции сетка скважин и удельный расход ВВ на отбойку горной массы были установлены на основе определения минимума эксплуатационных затрат на буровзрывные работы (первичное и вторичное дробление), экскавацию, транспорт и первичную переработку (дробление и грохочение) добытой горной массы. При такой технологии разработки как минимум четвертая часть (25-27 %) добытой горной массы практически не только не использовалась, но и требовала затрат на складирование мелочи и негабаритов в отвалы, которыми занимались все большие площади земель. При новом варианте сетки скважин с уменьшенным удельным расходом ВВ на отбойку 0,6 кг/м3 выход негабаритов увеличился до 8 %, а выход некондиционной мелочи снизился на 5 % (до 15-17 %). При этом решено было внедрить на карьере механическое дробление негабаритов с помощью экскаватора и металлической болванки. В результате при той же величине годовой добычи горной массы, что и при базовом варианте (680 тыс. т/год), доля отходов в виде негабаритов и некондиционной мелочи сократилась с 25-27 % до 15-17 %. Количество полезно используемой горной массы увеличилось с 6800000,75 т/год до 6800000,85 т/год или на 11,3 .
Затраты на буровзрывные работы снизились соответственно снижению удельного расхода бурения и ВВ на отбойку в 23 % при незначительном увеличении затрат на экскавацию и транспортирование горной массы. Добавились дополнительные затраты на механическое дробление негабаритов, а также на транспортирование получаемой из них горной массы, ее первичную обработку и последующие стадии переработки. Хотя объем переработки и суммарные затраты на переработку увеличились за счет увеличения доли товарного щебня благодаря снижению доли отходов мелочи, но удельные затраты уменьшились.
Эксплуатационные затраты на добычу, первичное дробление и переработку добытого известняка при базовом варианте можно представить формулой (руб/т)
сдпб- сбврб + сэб + стб + сдрб + гд сперб+в Кт/(1-ПбХ
где сдврб, сэб, с1б,сдрб, сперб - эксплуатационные затраты на БВР, экскавацию, транспортирование, первичное дробление и переработку горной массы при базовом варианте, руб/т; гдб - выход горной массы после дробления и грохочения при базовом варианте, доли ед.; в - удельные затраты на вскрышные работы,
1 - ф 1 -
руб/м3; Кт - текущий коэффициент вскрыши, м3/т; П - потери добытого полезного ископаемого при базовом варианте, доли ед.
При новом варианте БВР эксплуатационные затраты будут без увеличения производственной мощности по конечному продукту будут равны (руб/т)
сдп = сбвр + сэ + б свд + ст + сдр + в Кт,/(1-П) + гдспер, где П - потери добытого полезного ископаемого при новом варианте; свд - затраты на вторичное дробление негативов механическим способом при новом варианте, руб/т; б - выход негабаритов при новом варианте, доли ед.
С увеличением производственной мощности благодаря повышению полноты использования добытого известняка затраты на добычу и переработку будут равны
1 - Пб 1 - П
где ц - доля условно-постоянных затрат в общих затратах на добычу и переработку известняка при базовом варианте, доли ед.
Входящая в эти формулы величина затрат на переработку известняка определится, как
m n
Спер = 2уj -2ynij • cnj, j=1 i=1
где m - число направлений использования добытого полезного ископаемого и получаемых продуктов его переработки; г - доля добытого полезного ископаемого, используемого по j-му направлению, доли ед.; г^ - выход продукта i-й переработки j-й доли известняка (по j-му направлению), доли ед.; сц - затраты на i-ю переработку j-й доли известняка (по j-му направлению), доли ед.
Извлекаемая ценность добываемого известняка с учетом направлений его использования и стадий переработки при любом варианте степени дробления при отбойке определится по формуле (руб/т)
m n
цдп = 2уj 2 УпJlЦJl, j=1 i=1
где цд - отпускная цена конечной продукции i-й стадии переработки известняка по j-му направлению его использования, руб/т.
При базовом варианте разработки (с базовыми параметрами отбойки) имели место следующие техникоэкономические показатели работы карьера; Аб = 680000 т/год, Пб = 0,25, при этом выход негабаритов составлял 0,05, а отсев мелочи 0,2. Затраты на БВР Сбврб = 20 руб/т, на экскаваторно-транспортные работы Сэтб = 10 руб/т, на первичное дробление и сортировку Сдрб = 2 руб/т, на переработку щебня до получения жженой извести Сперб =126 руб/т при выходе жженой извести 0,527.
При новом варианте П = 0,16 при этом вовлекаются в эксплуатацию негабариты в количестве 0,08 от общей добычи и на 2-3 % сокращаются отходы мелочи, благодаря чему на 0,05 увеличивается доля щебня для сахарных заводов и на 0,05 доля щебня для производства жженой извести.
Затраты при новом варианте: на БВР Сбвр = 15,4 руб/т,
на экскаваторно-транспортные работы Сэт = 10,6 руб/т; на дробление негабаритов Сдрц = 6 руб/т, на первичную обработку Сдр = 2 руб/т, С’пср = 126 руб/т, С’’пер = З руб/т.
Общие затраты на добычу и переработку при базовом варианте составляют:
а) без учета вскрышных работ:
Сдпб = 20+10+0,422+0,16126+0,153 = 51,45 руб/т;
б) с учетом вскрышных работ:
Сдпб = 51,45+100,3/0,75 = 55,45 руб/т.
При новом варианте с разреженной сеткой скважин на отбойке и неизмененной производственной мощности предприятия по горной массе общие затраты составляют:
а) без учета вскрышных работ:
Сдп = 15,4+10,6+0,086+0,472+0,21126+0,15 3-53,79 руб/т.
б) с учетом вскрышных работ:
Сдп = 53,79+3,5+57,29 руб/т.
Поскольку производственная мощность предприятия по переработке добытого известняка увеличивается при новом варианте в 0,85/0,75 = 1,133 раза, то за счет уменьшения удельных условно-постоянных затрат общие затраты равны: а) без учета вскрышных работ:
Сд, — 53,79
1 - 0,51 1 -
0,75
0,85
— 53,79 ’ 0,9412 — 50,63 руб/т,
б) с учетом вскрышных работ;
С’дп = 57,29 • 0,9412 = 53,92 руб/т.
Извлекаемая ценность добываемого и перерабатываемого известняка при базовом варианте равна Пдб = 0,42-42 + 0,16 0,527-350 + 0,15-56 = 17,64 + 8,40 = 55,55 руб/т.
Извлекаемая ценность добываемого и перерабатываемого известняка увеличивается:
цд = 0,47 42 + 0,210,527 350 + 0,15-56 = 19,74 + 38,73 + 8,4 + 66,87 руб/т.
Удельная прибыль составляет:
а) при базовом варианте Прб=55,55-55,45=0,10 руб/т,
б) при новом варианте Пр = 66,87-57,29=9,58 руб/т.
Годовая прибыль благодаря вовлечению в эксплуатацию
негабаритной руды и снижению отсева некондиционной мелочи при разреженной сетке скважин на отбойке годовая прибыль увеличится с Пргб = 6800000,750,10 = 51000 руб/год.
При базовом варианте до Пргб = 6800000,859,58 = =5537240 руб/год при новом варианте. Кроме увеличения годовой прибыли при новом варианте улучшается использование производственных фондов предприятия и сокращаются капитальные затраты на строительство отвалов для складирования некондиционной мелочи и отвалов негабаритного полезного ископаемого.
Еще больший экономический эффект благодаря более полному использованию добытого известняка Обеспечивается в том случае, если обеспечивать более глубокую переработку получаемого щебня. Например, до получения гашеной извести для сахарных заводов, чтобы транспортировать до них не щебень, а готовую продукцию, и т.п.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Мельников Н.В. Краткий спра- 2. Справочник по горному делу. Т.1 3. Васильев М.В., Штукатуров
вочник по открытым работам. М., Недра, Открытые работы. М., Госгортехиздат, К.М., Ткачев А.Ф. Железорудные карьеры.
1982.- 414 с. 1960.- 926 с. М., Недра, 1982.- 262 с.
«НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА-2002» СЕМИНАР № 8
4. Бабаев В.К. Строительные материалы Дона. Ростов-на-Дону, Росткнигоиз-дат, 1973.- 71 с.
5. Кутузов Б.Н. Взрывные работы. М., Недра, 1982.- 392 с.
6. Ржевский В.В., Новик Г.Я. Основы физики горных пород. М., Недра, 1978.389 с.
7. Шестаков В.А. Исследование отбойки и выпуска руды при системе этажно-
го принудительного обрушения. Фрунзе: Изд-во АН КиргССР, 1960.- 131 с.
8. Ястребинский М.А. Экономика добычи и переработки строительных горных пород. М.: Высшая школа, 1978.- 273 с.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ -------------------------------------------------------------------------------------------
Шестаков Виктор Александрович — профессор, доктор технических наук, Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
Садыков Э.С. — Южно-Российский государственный технический университет, г. Новочеркасск.
