CC BY
33
- © Д.Р. Каплунов, В.А. Юков, 2014
УДК 622.272
Д.Р. Каплунов, В.А. Юков
ОЦЕНКА ОБЛАСТИ ЭФФЕКТИВНОГО ПРИМЕНЕНИЯ СИСТЕМ ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ МЕДНОРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ*
На примере участка крупного медно-колчеданного месторождения рассмотрены и сопоставлены пять возможных технологических вариантов его подземной отработки: горизонтальные слои с твердеющей закладкой и переработкой руды по обычной схеме, системы подэтажного обрушения и подэтажных штреков с кучным выщелачиванием предварительно дробленной выданной на поверхность руды; системы подземного блокового и скважинного (из подземных выработок) выщелачивания с использование схемы переработки SX-EW (выщелачивание, экстракция, реэкстрак-ция, электролиз). Оценка выполняется на основе ограниченного набора существенно влияющих внешних (цена продукции, ставка дисконтирования) и внутренних (запасы, содержание, технология переработки) факторов. Применен адаптированный метод принятия решений в условиях неопределенности. Под условиями неопределенности понимается колебание исходных данных и показателей. Отклонения всех учитываемых переменных от средней величины приняты равными 10%. Установлено, что при отработке залежей с содержанием условной меди более 0,5% все варианты эффективны, а при содержании 0,5% их эффективность определяется ценой на металл. Самым эффективным является вариант разработки подэтажными штреками с последующим кучным выщелачиванием. Выполненная оценка показала реализуемость намеченных вариантов и определила нижнюю границу эффективного применения каждого из них.
Ключевые слова: вариант технологии, система разработки, физико-технический и физико-химический способы, условия неопределенности.
Каждый объект требует своего технико-экономического расчета на стадии технического регламента. Но есть общие положения, которыми должен руководствоваться специалист при технологической оценке месторождений.
Известно, каких результатов добились предприятия, ведущие добычу урана подземным выщелачиванием. Добыча урана этим методом по существу представляет собой гидрометаллургический процесс, перенесенный непосредственно в недра. При этом резко сокращаются затраты за счет исключения основных трудоемких и дорогостоящих операций традиционных горных способов отработки. При
сопоставлении с традиционным подземным способом капитальные вложения в 2-4 раза ниже, производительность труда в 3-4 и более раз выше, а затраты на получение единицы продукции ниже в 1,5-1,7 раза [1,2]. 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. Пока методом подземного выщелачивания ведется промышленная добыча урана ЗАО «Депур», (Курганская обл.), ОАО «Хиагда» (Бурятская республика);
* Работа выполнена при поддержке гранта РФФИ № 12-05-000374-а.
меди - Гумешевское месторождение («Уралгидромедь» Свердловская обл.); золота - Гагаринское месторождение (ЗАО «Геопоиск» Свердловская обл.). Кучным выщелачиванием извлекают никель в Австрии и Турции (Каупат).
Одним из наиболее значимых направлений инновационной деятельности в мировой медной промышленности является развитие гидрометаллургических технологий переработки медьсодержащих руд и концентратов с использованием схемы БХ-БШ - выщелачивание, экстракция, реэкстрак-ция, электролиз, обозначаемой БХ-БШ [3,4]. Основные преимущества переработки руды от подземного выщелачивания по схеме БХ-БШ:
• более низкие капитальные и эксплуатационные затраты по сравнению с обычной схемой (обогащение-плавка-рафинирование);
• более высокое качество катодной меди (99,9999%);
• возможность вовлечения в переработку бедных руд, руд сложного состава и техногенного сырья.
Представляется целесообразным оценить перспективность для медных месторождений как шахтного выщелачивания - выщелачивания из подземных выработок, так и промежуточных вариантов - комбинации добычи обычными системами разработки с последующим кучным выщелачиванием. В связи с этим рассматривается участок обширного месторождения сульфидных медных руд с запасами 20 млн т. Годовая производительность рудника 1 млн т. Сопоставляются пять горнотехнических систем:
• добыча богатой медной руды нисходящей слоевой системой с закладкой выработанного пространства твердеющими смесями и переработкой добытой руды по обычной схеме: обогащение, металлургический передел;
• добыча рядовой по содержанию руды системой подэтажного обруше-
ния с кучным выщелачиванием с предварительным дроблением выданной на поверхность руды
• добыча рядовой по содержанию медной руды системой подэтажных штреков с принудительным погашением выработанного пространства взрыванием налегающих пород и кучным выщелачиванием предварительно дробленной выданной на поверхность руды;
• подземное (блоковое) выщелачивание рядовой и бедной по содержанию руды с отбойкой руд глубокими скважинами, магазинированием и выщелачивание инфильтрационным потоком реагента, с использованием схемы БХ-БШ (выщелачивание, экстракция, реэкстракция, электролиз);
• скважинное (из подземных выработок) выщелачивание без предварительного дробления массива рядовой и бедной по содержанию руды, с использованием схемы БХ-БШ.
Капитальные и эксплуатационные затраты для трех систем физико-технического способа разработки, а также затраты на строительство обогатительной фабрики и себестоимость обогащения определены по откорректированным формулам. Ранее на основе систематизации и анализа показателей отечественных предприятий были разработаны степенные стоимостные модели для железорудных, медных и золоторудных карьеров, а по подземным рудникам - для шести видов применяемых технологий в двух диапазонах мощности (малая и большая), частично приведенные в работе [4].
В сравнении с гидрометаллургическим переделом технология кучного выщелачивания имеет меньшую производительность, но так как эксплуатационные расходы при переработке более бедной руды меньше, это позволяет перерабатывать ее рентабельно. Установка кучного выщелачивания
технологически увязана с гидрометаллургическим заводом.
Показатели для двух систем физико-химического метода разработки приняты на основе работ [1, 2 и 5-12] и других источников. В частности, при определении расходов на перевод в растворы следует руководствоваться положением «способ ПВ позволяет снизить себестоимость продукции на 10% по сравнению с системой горизонтальных слоев с твердеющей закладкой и на 15% по сравнению с системой подэтажных штреков» [8].
При определении экономических показателей металлургического передела руководствовались работами [9, 10], особенно по применению технологической схемы БХ-БШ данными [10].
Оценка реализуемости намеченных вариантов выполнена с использованием адаптированного метода принятия решений в условиях неопределенности. Под условиями неопределенности понимается колебание исходных данных и показателей. Учитываемые переменные указаны в таблице. Отклонения всех учитываемых переменных от средней величины приняты равными 10%. Рассматриваемый диапазон изменения цены на медь от 3000 до 8000 долл./т.
Суть метода состоит в сравнении двух показателей окупаемости инвестиций: минимального (гт), при котором проект безубыточен, и возможного для данного проекта (г.). Причем используется значение прибыли до
Исходные данные для расчетов
Основные показатели Еди- Горнотехнические системы
ницы измерения Гор. слои с твердеющей закладкой Подэтажное обрушение с кучным выщелачиванием Подэтаж-ные штреки с кучным выщелачиванием Блоковое подземное выщелачивание Скважин-ное подземное выше-лачивание
Объем погашаемых запасов (Х1) млн т 20 20 20 20 20
Среднее содержание усл. меди в балансовых запасах (Х2) % 1,5 1,5 1,5 1,5 1,5
Извлечение при добыче % 95 92 93 75 70
Разубоживание % 5 15 12 Н.д. Н.д.
Содержание усл. меди в извлекаемых запасах % 1,44 1,32 1,36 1,25 1,20
Общее извлечение (Х3), в т.ч. добыча, обогащение, метал. передел % 85 95 93 96 81 92 92 96 84 95 93 96 70 75 96 97 65 70 96 97
Общие эксплуатационные расходы (Х4), в т.ч. добыча, обогащение, долл./т 50.3 25.4 16,4 33,6 9,0 17,0 30,9 11,2 11,9 23,3 7,7 15,6 22,9 8,0 14,9
метал. передел 8,2 7,6 7,8
Общие капитальные вложения в проект, в т.ч. добыча, обогащение, метал. передел млн долл. 108,5 62,8 24.1 16.2 78,7 62,6 9,6 6,5 76,1 60,0 9,6 6,5 69,2 50,0 19,2 68,4 50,0 18,4
Средняя за 5 лет цена условной меди (Х5) тыс. долл./т 8,0 8,0 8,0 8,0 8,0
выплаты налогов. Оценка выполняется на основе ограниченного набора существенно влияющих внешних (цена продукции, ставка дисконтирования) и внутренних (запасы, содержание, технология переработки) факторов.
Для определения случайной переменной, описывающая общую при-
быль на начало отработки до выплаты налогов, можно записать_ следующее уравнение Г(п) = Х2(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
Снстема горизонтальных слоен с твердеющей закладной
гед
ц,$/г
Содержание 3%
Содержание 1,5%
Содержание 0,5%
Уровень безубыточное™ I, % - норка дисконта; Ц, . цена усл. Си;
г, ед - показатель окупаемости инвестиций
Блоковое подземное выщелачивание Скеажинное подземное выщелачивание
Рис. 1 Реализуемость варианта технологии в зависимости от содержания (а), цены металла (Ц) и нормы дисконтирования (¡)
¡=5%
¡=10%
г.ед
Ц.
1=20%
ед
N15%
и г, ед
а, % -X
а, %
а то "«и = ™> 1ИВ
а, % •
г, ед
г, ед
лмв иия>
Ц,$ГГ
Подэтзжные ЦГфйКН с кучным
йы'^ел ¿ч и вдпнем
Подэтз*иое обрушение с кучным выщелачиванием
Блоковое подземное аыщелачидэние
Ст£а*ЦННО<} подземной
ВЫЩС'ПЛЧНВДНИЕ1
Горизонтальные ело» с твердеющей закладной
/ровень безубыточности
Рис. 2 Сопоставление сравниваемых вариантов технологии при изменении содержания (а), цены металла (Ц), нормы дисконта (¡)
иаг^. Стандартное отклонение прибыли равно корню квадратному из величины ее колебания:
Станд. откл. = ^ЦаТщ) .
Результаты расчетов представлены на рис. 1-3. На рис. 1 каждый из пяти вариантов горнотехнических систем представлен тремя плоскостями расчетных значений, соответствующих содержанию условной меди в 0,5, 1,5 и 3%. Уровень безубыточности (г ) обозначен плоскостью 4.
х ш'
Во всех вариантах две плоскости - 2 и 1 (сод. усл. меди 1,5 и 3%) расположены выше плоскости 4 - уровня безубыточности, что свидетельствует об их безусловной реализуемости. Нижняя плоскость 3 (сод. усл. меди 0,5%) пересекает плоскость уровня безубыточности. Линия пересечения представляет собой границу реализуемости варианта. При г > гш вариант успешно реализуем - прибылен.
При переходе от 1-го варианта к 3-му последовательно сокращается площадь, расположенная ниже уровня безубыточности (отсекаемая черной плоскостью), расширяется область эффективной реализации варианта при низком содержании металла. Максимальный ценовой показатель (при норме дисконта 25%) эффективности применения физико-технических способов отработки снижается с 7600 долл./т при горизонтальных слоях до 5900 при подэтажном обрушении и до 5300 при подэтажных штреках. А при физико-химических способах, наоборот, возрастает с 5900 долл./т при подземном блоковом выщелачивании до 6300 при сква-жинном подземном выщелачивании.
Отсюда следует, что при отработке залежей с содержанием условной меди более 0,5% все варианты эффективны, а при содержании 0,5% их эффективность определяется ценой на металл.
(м
'у
' и 1«
( м \ ы
/ it.lt
Ш
'ЗА'
И* Гад
I) 5 1в 15 21) 25 30
I. «4 -апрчя :1н 1.(,III
- Г'С ГЬрвэопалиысс гм. иг;; |гинт п ту 11IV! " —II > |.Г.р I КВ II;:; п «хит ' ' :п.им;; кч тым вышел р'швянлпг •-II I от > КВ Оаолштс пггргки с к'чнич аыцыачшашгм — [|1Ш ВаомоМЕ паигмнн; ■ытЕлпнванш; -»-Сив - СкдахяапоЕ г,а ];| ч п!.; п;.|;;];. 1 п ни ан и■
Рис. 3. Нижняя граница эффективного применения сопоставляемых вариантов
На рис. 2 все варианты собраны вместе в одном из диапазонов дисконтирования и расположены по отношению к плоскости безубыточности. Видно, что чем дальше отстоит плоскость варианта от уровня безубыточности (чем больше г. по отношению к гт), тем он обеспечивает лучшие показатели.
Рис. 3 показывает нижнюю границу безубыточного применения каждого из вариантов при содержании условной меди, равному бортовому -0,5%, в зависимости от цены металла и нормы дисконта. При возрастании нормы дисконта с 5 до 25% нижняя граница эффективного применения систем разработки изменяется в ценовом диапазоне:
• горизонтальные слои с твердеющей закладкой - от 4500 до 7600 долл./т,
• подэтажное обрушение - от 3800 до 5900 долл./т,
• подэтажные штреки - от 3300 до 5300 долл./т.
• подземное блоковое выщелачивание - от 3400 до 5900 долл./т.
• скважинное подземное выщелачивание - от 3500 до 6300 долл./т.
Самым эффективным является вариант разработки подэтажными штреками с последующим кучным выщелачиванием, поскольку во всем рассматриваемом диапазоне его рентабельное применение начинается при самой низкой стоимости металла.
Коэффициент дисконтирования 1 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. При П > 0 эти обязательства будут выполнены. Тогда коэффициент дисконтирования 1 можно рассматривать как некую пороговую величину, минимально допустимый уровень рентабельности проекта.
Так, при содержании в 0,5% под-этажные штреки с кучным выщелачиванием:
• на действующем предприятии, при 1 = 5%, эффективны при цене более 3300 долл./т;
• при составлении проекта, где, как правило, 1 = 10%, вариант следует применять начиная с цены в 3700 долл./т;
• при необходимости получения 15% на вложенный капитал применение варианта оправдано при цене свыше 4300 долл./т.
Оба варианта применения физико-химического способа разработки луч-
ше наиболее универсального и наиболее дорогого варианта горизонтальных слоев с твердеющей закладкой, а при норме дисконта до 13% успешно конкурируют с подэтажным обрушением с кучным выщелачиванием.
Но следует заметить, что показатели выщелачивания из подземных выработок (шахтные варианты) значительно скромнее достигнутых показателей так называемого «подземного выщелачивания» через скважины, пробуренные с поверхности, отмеченные выше. Можно ожидать сокращения общих капитальных затрат примерно 1,5 раза и общих эксплуатационных расходов примерно вдвое. Комбинированные варианты занимают промежуточное положение и сокращают названные показатели примерно в 1,3 и 1,5 раза соответственно.
Пока оба варианта подземного - выщелачивания из подземных выработок проигрывают наиболее эффективному варианту физико-технического способа разработки. Но с увеличением глубины горных работ экономическая эффективность технологий с выщелачиванием увеличивается. Затраты на выдачу горной массы и продуктивных растворов при подземном выщелачивании меньше, чем затраты на выдачу горной массы при традиционной технологии, а затраты на горно-капитальные работы при подземном выщелачивании меньше затрат на горно-капитальные работы при традиционной технологии.
Выполненная оценка показала реализуемость намеченных вариантов и определила нижнюю границу эффективного применения каждого из них.
1. Лаверов Н.П., Абдульманов И.Г., Бро-вин К.Г. и др. Подземное выщелачивание полиэлементных руд / Под ред. Н.П. Лаве-рова - М.: Изд-во АГН, 1998. - 446 с., с ил.
2. Толстов Е.А., Толсто в Д.Е. Физико-химические геотехнологии освоения месторождений урана и золота в Кызыл-Кумском регионе. - М.: ООО «Геоинформцентр», 2002. - 277 с.
3. Птицын А.М., ДюдинЮ.К., Синдаров-ский 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.
4. Юков В.А. Предварительная оценка вариантов комбинированной разработки месторождений // Маркшейдерский вестник. -2005. - № 3. - С. 65-68.
5. Заболоцкий А.И., Ситникова Т.И., Ященко И.Э., Заболоцкая К.А. Предварительные результаты отработки опытно-промышленных блоков на Гумешевском место-
_ СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
рождении // 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. ЕПЗ
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ_
Каплунов Давид Родионович - член-корреспондент РАН, заведующий отделом,
Юков Владимир Александрович - кандидат технических наук, старший научный сотрудник,
ИПКОН РАН, e-mail: info@ipkonran.ru.
UDC 622.272
EVALUATION OF FIELD OF EFFICIENT USE OF UNDERGROUND MINING METHODS FOR COPPER DEPOSITS
Kaplunov D.R., Corresponding Member of RAS, Head of Department, Yukov V.A., Candidate of Engineering Sciences, Senior Researcher,
Institute of Comprehensive Exploitation of Mineral Resources Russian Academy of Sciences, e-mail: info@ipkonran.ru.
Five technological options of underground mining were considered for a part of a large scale copper-pyrite deposit. These are: cut-and-fiH mining with conventional ore processing; sublevel caving with heap leaching of crushed ore; two types of in-situ leaching method with SX-EW pregnant solution processing.
Evaluation of the scenarios was based on a limited set of external (product prices, discount rate) and internal factors (resources quality and quantity, mining and processing costs). Adaptive decision-making process was used for conditions of uncertainty. Variable biases were taken equal to 10%. The decision was made by comparison of two recoupments of capital investment: a break-even option and a possible option. The profit was taken without taxation payments.
The research showed that the minimal ore grade suitable for all of the options is 0,5% of equivalent copper. When the equivalent copper grade is less than 0,5% technological option efficiency is determined by metal prices. The most efficient of all of the options is sublevel caving with heap leaching of crushed ore, since it has minimal cut-off grade. Both in-situ leaching options are better than cut-and-fill mining method and if discount rate is less than 13% they can compete with sublevel caving. Nevertheless, underground in-situ leaching is less effective than using wells drilled from the surface. The research estimated possible decrease of capital investment by 1,5 times. Combined options are characterized by 1,3 and 1,5 decrease.
The research showed performability of every technological option and estimated limits of their efficient application.
Key words: mining methods, technological option, physic-chemical and physic-technical methods, uncertainly.
REFERENCES
1. Laverov N.P., Abdul'manov I.G., Brovin K.G. Podzemnoe vyshhelachivanie polijelementnyh rud, Pod red. N.P. Laverova (Underground leaching of multi-element ores, Laverov N.P. (Ed.)), Moscow, Izd-vo AGN, 1998, 446 p., ill.
2. Tolstov E.A., Tolstov D.E. Fiziko-himicheskie geotehnologii osvoenija mestorozhdenij urana i zolota v Kyzyl-Kumskom regione (Physicochemical technologies of uranium and gold mining in Kyzyl-Kum region), Moscow, OOO «Geoinformcentr», 2002, 277 p.
3.Pticyn A.M., Djudin Ju.K., Sindarovskij A.N., Rudnev B.K. Ocenka perspektiv razvitija gorno-metallur-gicheskoj bazy rjada metallov v Rossijskoj Federacii (Appraisal of prospects of mining and-metallurgy base in terms of some metals in the Russian Federation), Moscow, Izdatel'skij dom «Ruda i metally», 2002, 562 p.
4. Jukov V.A. Markshejderskij vestnik. 2005, no 3, pp. 65-68.
5. Zabolockij A.I., Sitnikova T.I., Jashhenko l.Je., Zabolockaja K.A. Gornaja promyshlennost'. 2008, no 5 (81), pp. 17-21.
6. Mosinec V.N. Cvetnaja metallurgija. 1992, no 2, pp. 24-30.
7. Golik V.I., Ismailov T.T. Special'nye sposoby razrabotki mestorozhdenij poleznyh iskopaemyh (Special mining methods), Moscow, lzd-vo MGGU, 2006, 332 p.
8. Ovsejchuk V.A., Tjupin V.N. Gornyj zhurnal. 2002, no 9, pp. 24-27.
9. Dikarev N.L., Abakumov V.V. Cvetnaja metallurgija. 1988, no 12, pp. 11-13.
10. Ashihmin A.A., Galbaatar G., Dmitriev A.A., Jas'ko T.A. Jekonomika, organizacija i upravlenie gornymi predprijatijami cvetnoj metallurgii (Economy, organization and management at undertakings in non-ferrous metallurgy), Moscow, lzd-vo MGGU, 2004, 46 p.
