CC BY
11
УДК 622.273
Д.Р. Каплунов, В.А. Юков, В.С. Лавенков
О ВЛИЯНИИ ГОДОВОЙ ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТИ НА ЭФФЕКТИВНОСТЬ МЕТОДОВ ПОДЗЕМНОГО ВЫЩЕЛАЧИВАНИЯ МЕДНЫХ РУД
Для сопоставления вариантов шахтного блокового и скважинного выщелачивания использован метод принятия решений в условиях неопределенности. Обработка полученных данных позволила установить возможность изменения производительности при определенном содержании металла в руде при сохранении достигнутой прибыльности.
Ключевые слова: выщелачивание из подземных выработок, блоковое, скважинное, производительность, содержание металла.
Известно каких результатов добились предприятия, ведущие добычу урана подземным выщелачиванием. Однако, под подземным выщелачиванием здесь понимается выщелачивание через скважины, пробуренные с поверхности. Широкого развития этот способ в масштабах станы не получил, хотя список металлов (минералов), которые можно добывать этим методом, достаточно велик.
Одним из наиболее значимых направлений инновационной деятельности в мировой медной промышленности является развитие гидрометаллургических технологий переработки медьсодержащих руд и концентратов с использованием схемы SX-EW — выщелачивание, экстракция, реэкстракция, электролиз, обозначаемой SX-EW.
Для изучения выбраны две горнотехнические системы:
• подземное (блоковое) выщелачивание рядовой и бедной по содержанию
DOI: 10.25018/0236-1493-2017-10-0-5-11
руды с отбойкой руд глубокими скважинами, магазинированием и выщелачивание инфильтрационным потоком реагента, с использованием схемы SX-EW (выщелачивание, экстракция, реэкстракция, электролиз);
• скважинное (из подземных выработок) выщелачивание без предварительного дробления массива рядовой и бедной по содержанию руды, с использованием схемы SX-EW.
Оценка выполняется на основе ограниченного набора существенно влияющих внешних (цена продукции, ставка дисконтирования) и внутренних (запасы, содержание, технология переработки) факторов.
Показатели для систем физико-химического метода разработки приняты на основе работ [1—9] и других источников. В частности, при определении расходов на перевод учтена рекомендация [8] — «способ ПВ позволяет снизить себестои-
ISSN 0236-1493. Горный информационно-аналитический бюллетень. 2017. № 10. С. 5-11. © Д.Р. Каплунов, В.А. Юков, В.С. Лавенков. 2017.
Таблица 1
Исходные показатели для оценки
Основные показатели Единица измерения Варианты
блок. скваж. блок. скваж. блок. скваж. блок. скваж.
Общие погашаемые запасы (Х1) млн т 10,0 20,0 30,0 40,0
Производительность рудника млн т/ год 0,5 1,0 1,5 2,0
Среднее содержание условной меди (Х2) % 0,5; 1,0; 1,5; 2,0 0,5; 1,0; 1,5; 2,0 0,5; 1,0; 1,5; 2,0 0,5; 1,0; 1,5; 2,0
Общее извлечение (Х3) % 70 65 70 65 70 65 70 65
Общие эксплуатационные расходы (Х4) долл/т 27,1 26,7 23,3 22,9 20,4 20,0 18,2 17,7
Общие капвложения в проект млн долл. 98,8 97,7 69,2 68,4 57,3 56,6 49,4 48,8
Средняя цена меди (Х5) тыс. долл/т 8,0 8,0 8,0 8,0
мость продукции на 10% по сравнению с системой горизонтальных слоев с твердеющей закладкой и на 15% по сравнению с системой подэтажных штреков».
При определении экономических показателей металлургического передела руководствовались работами [9, 10] и особенно по применению технологической схемы SX-EW данными [10].
Для определения реализуемости вариантов использован инструмент быстрой оценки экономической состоятельности проекта капвложений — адаптированный метод принятия решений в условиях неопределенности. Отклонения всех учитываемых переменных от средней величины приняты равными 10%, табл. 1. Цена на медь принята 8000 долл/т — средней за 10 лет.
Для определения случайной переменной, описывающая общую прибыль на начало отработки до выплаты налогов, можно записать следующее уравнение
Г(п) = Х2 (Х3Х5 - Х4)
При разворачивании в ряды Тейлора вокруг каждого значения средней величины случайной переменной хк получаем функцию общей прибыли П и функцию отклонения общей прибыли Уаг(П). Стандартное отклонение прибыли равно корню квадратному из величины ее колебания:
Станд. откл. = -\/^аг(п) .
В последующих шагах методики дважды участвует величина капитальных вложений каждого варианта при определении параметров масштаба и формы.
Суть принятия решения состоит в сравнении двух разных отношений прибыль/инвестиции, обозначаемых как показатели окупаемости инвестиций. Одно отношение определяет минимальное значение (гт), необходимое для безубыточной работы проекта. Другой показатель определяет величину, которая возможна для данного проекта (г)). Причем используется значение прибыли до выплаты налогов.
Реализуемость методов подземного выщелачивания: блокового (а); скважинного (б): / — норма дисконта; гт — граница безубыточности; г. — показатель окупаемости инвестиций по вариантам
Для анализа выбран 20-летний период, за пределами которого дисконтирование теряет смысл. Рассмотрены четыре уровня производительности рудника и четыре показателя содержания условной меди для каждого. Исходные данные представлены в табл. 1.
На рис., а представлены варианты блокового выщелачивания. Видно, что только один вариант убыточен — самый меньший как по содержанию, так и по производительности. Остальные реализуемы, поскольку показатель окупаемости инвестиций г. > гт. И чем дальше он отстоит от уровня безубыточности, тем вероятнее воплощение в жизнь.
Результирующая кривая г. варианта с содержанием условной меди в 0,5% (бортовое) с производительностью в 0,5 млн т/год во всем диапазоне дисконтирования расположена ниже уровня безубыточности гт. Но при большем содержании меди в 1% этот же вариант уже реализуем в диапазоне / = 5—22%.
Коэффициент дисконтирования / используется, с одной стороны, для определения текущей величины денежных потоков, реализуемых в разные моменты времени.
С другой стороны, он связан с понятием стоимости капитала предприятия, что отражает его (предприятия) способность обслуживать обязательства перед кредиторами и инвесторами. Если предприятие прибыльно, эти обязательства будут выполнены. Тогда, коэффициент дисконтирования / можно рассматривать как некую пороговую величину — минимально допустимый уровень рентабельности проекта.
При реализации проекта в условиях действующего предприятия норма дисконта / равна 5%, при проектной проработке обычно принимается равной 10%, при определении возврата средств на вложенный капитал инвесторы обычно оценивают внутреннюю норму доходно-
сти в 14%, при реализации проекта за границей / составляет 24%.
Аналогична картина и для рис., б.
При сопоставлении показателей г., блокового и скважинного выщелачивания видно, что показатели последнего ниже во всем рассматриваемом диапазоне. При таком (табл. 1) соотношении эксплуатационных расходов и, что не менее важно, капитальных затрат их меньшие значения не компенсируют более низкое извлечение в варианте сква-жинного выщелачивания (0,65 < 0,7). Шансы на реализацию такого варианта менее предпочтительны (кривая г. расположена ближе к гт).
Визуально по концам кривых (рис., а, при / = 25%%) можно выделить несколько характерных областей.
1. У вариантов с производительностью 0,5 млн т/год и содержанием в 1,5% и производительностью в 1,0 млн т/год при содержании 0,5% показатели окупаемости капвложений на графике практически совпадают за счет сглаживания. Фактически разброс по расчетным точкам колеблется от 3,3 до 5,8%. Академик М.И. Агошков считал, что варианты равнозначны при разнице экономических показателей в 5—7%.
При вдвое большей производительности с практически одинаковыми показателями можно отрабатывать блоки с втрое меньшим содержанием.
2. Очень близкие показатели получены при а = 0,5% и А = 1,5 млн т/год и А = 1,0 млн т/год и а = 1,0%. Разница по точкам от 4,5 до 6,7%, варианты равнозначны.
Здесь производительность выше в 1,5 раза, содержание ниже вдвое.
3. Вариант с производительностью 1,0 млн т/год при содержании 1,5% немного превалирует над вариантом с самой низкой производительностью А = = 0,5 млн т/год и самым высоким из рассматриваемых содержанием а = 2,0% и
Таблица 2
Значение параметров р для определения а при блоковом выщелачивании
/ = 5 / = 10 / = 15 / = 20 / = 25
Ра 3,573 4,319 5,674 6,739 7,278
01 -5,952 -7,803 -10,763 -12,910 -14,085
в2 -2,746 -4,197 -5,481 -6,546 -7,210
Рз 2,653 3,503 4,778 5,628 6,197
Р4 7,701 12,146 15,897 18,919 21,087
я2 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0
слегка уступает варианту с максимальной производительностью А = 2,0 млн т/год при самом низком (бортовом) содержании а = 0,5%. Расхождение расчетных показателей по точкам: для средне кривой относительно верхней 3,9—9,5%; относительно нижней — 6,0—7,2%.
В последнем случае: производительность вдвое выше, содержание ниже втрое, подтверждение области 1.
4. Вариант А = 1,5 млн т/год и а = = 1,0% немного уступает варианту А = = 1,0 и а = 2,0%. Разница по расчетным точкам в пределах 6,1—6,4%. Повторяется область 2: производительность выше в 1,5 раза при содержании ниже вдвое.
5. Варианты с производительностью 1,5 млн т/год и содержанием 1,5% и производительностью 2,0 млн т/год и содержанием 1,0% внешне расположены на приличном расстоянии друг от друга, хотя по точкам расхождение составляет 4,8—7,5%. Можно считать равнозначны-
ми при колебании мощности в 1,3 раза, а содержания вдвое.
Приведенные примеры показывают, что при большей производительности с одинаковым успехом можно отрабатывать руды с меньшим содержанием. Равнозначность вариантов определяется по показателю окупаемости инвестиций, учитывающему производительность, содержание металла, коэффициент извлечения, эксплуатационные расходы, цену металла и их колебания, а также капза-траты, прибыль и ее вариацию. Иначе, сопоставляется количество металла, добытого в разных условиях.
В результате показатель окупаемости инвестиций может быть представлен в виде
г = р0 + р1 • А + р2 • а + Рз • А2 + р4 • А • а
где а — содержание полезного компонента в руде,%; А — производственная мощность рудника, млн т/год; Р — пара-
Таблица 3
Значение параметров р для определения а при скважинном выщелачивании
/ = 5 / = 10 / = 15 / = 20 / = 25
Р0 2,418 3,995 5,197 6,358 7,231
01 -5,493 -9,674 -13,089 -15,917 -18,557
Р2 0,121 -0,349 -0,492 -0,707 -0,734
Рз 2,930 4,930 6,507 7,740 8,953
Р4 5,078 8,585 11,456 13,844 15,626
я2 1,0 1,0 1,0 1,0 1,0
метры модели, зависящие от технологии выщелачивания и ставки дисконта /.
Значения параметров р в зависимости от нормы дисконта / представлены в табл. 2 и 3.
В варианте с новой предполагаемой производительностью А для сохранения достигнутых показателей содержание металла а определяется по формуле:
л2
а
r-р0-Р! • Л-рз • A Р2 +р4 • A
Таким образом, установлена возможность изменения годовой производительности методов подземного выщелачивания при определенном содержании для сохранения достигнутой прибыли.
Выполненная оценка показала реализуемость обеих горнотехнических систем подземного выщелачивания. Это служит основанием для перехода к летальному анализу «денежных потоков после налогов» по показателям детальной проектной проработки.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Птицын А. М., Дюдин Ю.К., Синдаровский А.Н., Руднев Б. К. Оценка перспектив развития горно-металлургической базы ряда металлов в Российской Федерации. — М.: Издательский дом «Руда и металлы», 2002. — 562 с.
2. Юков В.А. Предварительная оценка вариантов комбинированной разработки месторождений // Маркшейдерский вестник. — 2005. — № 3. — С. 65—68.
3. Лаверов Н. П., Абдульманов И. Г., Бровин К. Г. и др. Подземное выщелачивание полиэлементных руд / Под ред. Лаверова Н.П. — М.: Изд-во АГН, 1998. — 446 с.
4. Толстов Е.А., Толстов Д.Е. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызыл-Кумском регионе. — М.: ООО «Геоинформцентр», 2002. — 277 с.
5. Заболоцкий А. И., Ситникова Т. И., Ященко И.Э., Заболоцкая К. А. Предварительные результаты отработки опытно-промышленных блоков на Гумешевском месторождении // Горная промышленность. — 2008. — № 5 (81). — С. 17—21.
6. Мосинец В. Н. Геотехнологические методы добычи цветных и редких металлов // Цветная металлургия. — 1992. — № 2. — С. 24—30.
7. Голик В. И., Исмаилов Т. Т. Специальные способы разработки месторождений полезных ископаемых. — М.: Изд-во МГГУ, 2006. — 332 с.
8. Овсейчук В.А., Тюпин В. Н. Оптимизация гранулометрического состава руды при подземном и кучном выщелачивании // Горный журнал. — 2002. — № 9. — С. 24—27.
9. Дикарев Н.Л., Абакумов В. В. Экономическая оценка объектов подземного выщелачивания // Цветная металлургия. — 1988. — № 12. — С. 11—13.
10. Ашихмин А. А., Галбаатар Г., Дмитриев А. А., Ясько Т. А. Экономика, организация и управление горными предприятиями цветной металлургии. — М.: Изд-во МГГУ, 2004. — 46 с. итт
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ
Каплунов Давид Родионович1 — чл.-корр. РАН, главный научный сотрудник,
Юков Владимир Александрович1 — кандидат технических наук, старший научный сотрудник,
Лавенков Владимир Станиславович1 — младший научный сотрудник, 1 Институт проблем комплексного освоения недр РАН, e-mail: info@ ipkonran ru.
ISSN 0236-1493. Gornyy informatsionno-analiticheskiy byulleten'. 2017. No. 10, pp. 5-11.
UDC 622.273
D.R. Kaplunov, V.A. Yukov, V.S. Lavenkov
INFLUENCE OF ANNUAL PRODUCTION OUTPUT ON COPPER ORE LEACHING EFFICIENCY
To combine the options of mine block and well leaching, a method of decision making under conditions of uncertainty is used. The processing of the obtained data made it possible to establish the possibility of changing the productivity with a contain assay of metal in the ore while maintaining the archived profit.
Key words: leaching from underground openings, block leaching, well leaching, production rate, metal assay.
DOI: 10.25018/0236-1493-2017-10-0-5-11
AUTHORS
Kaplunov D.R.1, Corresponding Member of Russian Academy of Sciences, Chief Researcher, Yukov V.A1, Candidate of Technical Sciences, Senior Researcher, Lavenkov V.S.1, Junior Researcher, 1 Institute of Problems of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources of Russian Academy of Sciences, 111020, Moscow, Russia, e-mail: [email protected].
REFERENCES
1. Ptitsyn A. M., Dyudin Yu. K., Sindarovskiy A. N., Rudnev B. K. Otsenka perspektiv razvitiya gorno-metallurgicheskoy bazy ryada metallov v Rossiyskoy Federatsii (Assessment of development prospects for mining-and-metallurgy supply base in terms of some metals in the Russian Federation), Moscow, Izdatel'skiy dom «Ruda i metally», 2002, 562 p.
2. Yukov V. A. Marksheyderskiy vestnik. 2005, no 3, pp. 65-68.
3. Laverov N. P., Abdul'manov I. G., Brovin K. G. Podzemnoe vyshchelachivanie polielementnykh rud. Pod red. Laverova N. P. (In-situ leaching of poly-metal ore. Laverov N. P. (Ed.)), Moscow, Izd-vo AGN, 1998, 446 p.
4. Tolstov E. A., Tolstov D. E. Fiziko-khimicheskie geotekhnologii osvoeniya mestorozhdeniy urana i zolota v Kyzyl-Kumskom regione (Physicochemical geotechnologies for gold and uranium production in the Kyzyl-Kum Region), Moscow, OOO «Geoinformtsentr», 2002, 277 p.
5. Zabolotskiy A. I., Sitnikova T. I., Yashchenko I. E., Zabolotskaya K. A. Gornaya promyshlennost'. 2008, no 5 (81), pp. 17-21.
6. Mosinets V. N. Tsvetnaya metallurgiya. 1992, no 2, pp. 24-30.
7. Golik V. I., Ismailov T. T. Spetsial'nye sposoby razrabotki mestorozhdeniy poleznykh iskopaemykh (Special mineral mining methods), Moscow, Izd-vo MGGU, 2006, 332 p.
8. Ovseychuk V. A., Tyupin V. N. Gornyyzhurnal. 2002, no 9, pp. 24-27.
9. Dikarev N. L., Abakumov V. V. Tsvetnaya metallurgiya. 1988, no 12, pp. 11-13.
10. Ashikhmin A. A., Galbaatar G., Dmitriev A. A., Yas'ko T. A. Ekonomika, organizatsiya i upravlenie gornymi predpriyatiyami tsvetnoy metallurgii (Economy, arrangement and management in non-ferrous metal mining), Moscow, Izd-vo MGGU, 2004, 46 p.
