CC BY
80
УДК 622.831.1
А.А. Неверов, С.А. Неверов
ОЦЕНКА ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОКАЗАТЕЛЕЙ СПЛОШНОЙ КАМЕРНОЙ СИСТЕМЫ С ОБРУШЕНИЕМ КРОВЛИ
ВВЕДЕНИЕ
Вопросы управления напряженным состоянием массива пород и повышения показателей полноты и качества извлечения полезного ископаемого из недр в настоящее время решаются применением систем разработки с полной закладкой выработанного пространства [1-2]1. Однако их использование при выемке руд средней и малой ценности вследствие высокой стоимости материалов на закладочные работы не оправдывается. В результате чего геотехнологии с закладкой переходят в разряд малоэффективных и убыточных [3].
В сложных геомеханических условиях Николаевского месторождения, разрабатывающего руды невысокой ценности, при значительном росте стоимости электроэнергии, цемента и транспортных расходов на его доставку, для достижения рентабельности при существующей технологии добычи с закладкой (подэтажных штреков с ка-
а
новый вариант (рис. 1) сплошной камерной системы разработки с обрушением пород кровли и выпуском руды из под породной консоли [3-4].
Сущность способа разработки заключается в следующем. Рудная залежь разбивается на блоки, включающие камеру и целик. В первую очередь извлекаются запасы камеры. По завершению ее отработки целик обрушается на открытое очистное пространство, и выпуск руды осуществляется под защитой породной консоли. По окончании выпуска производится принудительное обрушение пород кровли до проектной высоты. Эффективность технологии определяется принятыми параметрами и конструкцией горизонта выпуска.
В зависимости от горнотехнических условий, нарушенности массива и ценности руды подготовка основания блока может быть полевой, рудной и комбинированной. Полевая подготовка заключается в проведении ниже залежи на 4-8 м
б
Рис. 1. Стадии сплошной камерной выемки с управляемым обрушением пород кровли: а - выемка камерных запасов; б - обрушение целика; в - выпуск руды в границах камеры и целика; 1 - породная консоль; 2 - буровой посадочный орт; 3 - рудное тело; 4 - вмещающие породы; 5 - полевой откаточный штрек; 6 - погрузочно-доставочный орт; 7 - буровой орт; 8 - скважины; 9 - обрушенные
породы; 10 - отбитая руда
мерно-целиковым порядком выемки и твердеющей закладкой) предприятие вынуждено было бы повысить более чем в 2 раза кондиционные требования к добываемой руде. Это вызвало бы сокращение балансовых запасов рудника на 35-40% и заметно ухудшило бы его технико-экономические показатели. В этой связи применительно к выемке пологопадающих рудных залежей был разработан
1 Работа выполнена при финансовой поддержке гранта Президента РФ № МК-98.2009.5
погрузочно-доставочных выработок. Выпуск руды из блока производится через полевые траншеи по торцовой либо площадно-торцовой схемам. В условиях рудной подготовки, погрузочно-
доставочные выработки проводятся по контакту залежи с подстилающими породами, выпуск -торцовый. При комбинированной - камера имеет рудную подготовку, целик - полевую. Очистные работы в первичных камерах во всех рассматриваемых случаях производятся при рудной подготовке.
в
1
Настоящая статья посвящена детальному технико-экономическому анализу рассматриваемой геотехнологии на примере Николаевского рудника ОАО «ГМК Дальполиметалл».
ПОСТАНОВКА ЗАДАЧИ
Эффективность системы разработки определялась алгоритмом ограничивающимся пределами очистного блока [4]. В качестве критерия экономической оценки принималась валовая прибыль (Пв) и затраты (3) на 1 т погашенных балансовых запасов (см. табл.) [5-9].
Расчеты выполнялись для условий:
• полевая и рудная подготовка очистного блока;
• мощность залежи (m) - 20-60 м, ширина камеры (Bk) - 20-40 м, ширина рудного целика Вц = const = 20 м.
Учитывая комплексность добываемых руд, все расчеты велись на условный металл, который определялся соотношением стоимости включаемых компонентов. Для приведения содержаний полезных компонентов к содержанию условного компонента использовался переводной коэффици-
Таблица. Технико-экономическая оценка системы разработки
1.Коэффициент подготовительнонарезных работ, м/1000 т м3/1000 т к = 2 L еыр 1000 пнр Q6 Кпнр = Упнр 1000 пнр Q6 2 Ь еыр - общая длина выработок по породе и руде, м; Упнр =2У^нр + 2Упрнр - объем подготовительно-нарезных работ в блоке, м3; 2^ и 2Упрнр - соответственно, объемы выработок по породе и руде, м3; Qб - балансовые запасы руды в блоке, т.
2. Себестоимость 1 т добытой руды по системе разработки, руб./т Зс / р =2 З 2 Зі = Зот + Зд + Зобк + Зпнр - удельные затраты соответственно на отбойку, доставку, обрушение породной кровли и подготовительно-нарезные работы, руб./т.
3. Затраты на 1 т балансовых запасов по системе разработки, руб./т З 2 З0 Q6 2 З о - общие затраты по системе разработки, руб.
4. Валовая прибыль на 1 т балансовых запасов (Пв), руб./т пв = Ц - Зк Q6 Зк = Зд + Зо& Ц0 = QMu,M Q = Qd<2R м 100 и Зк - себестоимость конечной продукции, руб; Зд, Зобг -соответственно, затраты на добычу и обогащение, руб; Цо - извлекаемая ценность, руб; Qм - количество металла, т; Цм - цена металла, руб./т; а - содержание металла в добытой руде, %; Ки - коэффициент извлечения при обогащении, д.ед; Qдб - добытая рудная масса по блоку, т.
5. Производительность труда рабочего по системе разработки, т/чел-смену G = Qd6 с 1 р 2 Тг V Т пнр пне Н пне Тесп = (2 Точ + Тпнр )0,1 2 Т = Тот + Тд + Тоб.к + Тпнр + Твсп + Тн - трудозатрагы, соответственно при отбойке, доставке, обрушении породной кровли, на проходку ПНВ, на вспомогательные работы и неучтенные трудозатраты по добыче руды (принимаются от 15 до 30% от общих трудозатрат по техно-логии),чел-смен; Нпнв - комплексная норма выработки на проходку ПНВ, м3/чел-смен.
6. Переводной коэффициент при приведении содержаний /-го компонента к содержанию главного (1-го) компонента егЗ егЗ 1 1 N Ц, Ц - соответственно цена товарного металла извлекаемого из і-го компонента и главного (1-го) компонента, руб/т; Змі, Зм1 - соответственно затраты на металлургический передел і-го компонента и главного (1-го) компонента, руб/т; И, И - соответственно извлечение при обогащении і-го компонента и главного (1-го) компонента, д.ед.
7. Содержание условного металла в балансовых запасах, % С, = С0 + 2С i К1П 1=1 Со - содержание главного компонента, %; Сі - содержание і-го компонента, %; і - порядковый номер сопутствующего компонента (і = 1, 2, 3,...п); п - число сопутствующих компонентов
8. Содержание условного металла в добытой руде, д.ед. СУ, = Су - R(Cу - b Я - разубоживание, д.ед.; Ь - содержание металла в породе, д.ед.
ент, определяемый согласно [8]. В зависимости от изменения содержаний свинца и цинка в балансовой руде устанавливалось содержание условного свинца (Су, %) в рудном массиве. В расчетах стои-
мость 1-ой тонны свинца и цинка принимались на основе действующих мировых цен. Значения коэффициентов извлечения металлов в концентраты (при обогащении) определялись в соответствии с
Р,Я%
б
Р,К%
Мощность залежи, м
Ширина камеры, м
Рис. 2. Значения потерь и разубоживания руды по блоку: а - в зависимости от мощности залежи; б -от ширины камеры; Рпол, Рруд, Япол, Яруд - соответственно потери и разубоживание при полевой и рудной подготовках блока
б
К ,м/1000т
пнр7
Мощность залежи, м
Рис. 3. Характер изменения удельного объема подготовительно-нарезных работ по блоку в зависимости от мощности залежи (а) и ширины камеры (б): 1 - полевая подготовка; 2 - то же рудная
б
О . ,д.ед
С! р
Ширина камеры, м
Рис. 4. Зависимость производительности рабочего по технологи от мощности залежи (а) и ширины камеры (б): 1 - полевая подготовка; 2 - тоже рудная
а
а
а
б
Рис. 5. Изменение затрат на погашение 1 т балансовых запасов по блоку в зависимости от мощности залежи (а) и ширины камеры (б): 1 - полевая подготовка; 2 - то же рудная
разработанной для условий Николаевского месторождения методикой [9]. Прибыль на 1 т балансовых запасов определялась как разница между извлекаемой ценностью и общими затратами. В ходе расчетов все затраты, независящие от системы разработки, (транспорт ВШТ, подъем, водоотлив, вентиляция, амортизация основных фондов, затраты на обогащение и.т.д.), принимались условно постоянными на 1 т товарной руды. Отличие в общих затратах для каждого варианта подготовки с учетом мощности залежи и размеров камеры состояло только в себестоимости 1 т добытой руды в пределах очистного блока.
АНАЛИЗ РЕЗУЛЬТАТОВ РАСЧЕТА
В соответствии с разработанным алгоритмом [4] выполнено две серии расчетов. Первая - сравнительная оценка рассматриваемой геотехнологии в зависимости от параметров выемки, вторая -сравнительный анализ сплошной камерной выемки с обрушением кровли с существующей (базовой) системой. Анализ полученных результатов
расчетов первой серии приведен на рис. 2-6.
На рис. 2 представлено изменение общих показателей полноты и качества извлечения запасов в зависимости от мощности залежи, ширины камеры и способа подготовки очистного блока. Из них следует, что минимальные потери при несущественном росте разубоживания руды достигаются в условиях полевой подготовки основания блока.
Значения коэффициентов подготовительнонарезных работ (Кпнр) по блоку в зависимости от его параметров приведены на рис. 3.
Рост мощности залежи с 20 до 60 м и ширины камеры с 20 до 40 м, независимо от способа подготовки обуславливает снижение объемов подготовительно-нарезных работ (ПНР) соответственно на 50% и 20%. При рудной подготовке объемы ПНР в зависимости от параметров блока относительно полевой снижаются в среднем в 1.5 раза.
Зависимость производительности рабочего (Ос/р) по системе разработки от параметров блока показано на рис. 4.
Пв,д.ед 1
0,8
0,6
0,4
0,2
3,5 4 4.5-4,7 5 5,5 6 6,5 7 <у%
Рис. 6. Зависимость валовой прибыли (Пв, д.ед.) на 1 т погашенных балансовых запасов от содержание условного металла (РЬ) в балансовой руде (Су): 1 - полевая подготовка; 2 - то же рудная; 3 - граничные условия целесообразности перехода от рудной подготовки к полевой
1 2 3
Р ис. 7. Показатели полноты и качества извлечения по системам разработки: ряд1 - потери руды на очистных работах; ряд2 - разубоживание на очистных работах: 1 - базовая технология; 2 -сплошная камерная с обрушением кровли (полевая подготовка); 3 - то же рудная
Снижение производительности труда рабочего при полевой подготовке на 7-10% в сравнении с рудной, связано с ростом трудоемкости работ на проходку полевых погрузочно-доставочных выработок.
Влияние параметров блока на изменение расчетной себестоимости (3) на 1 т погашенных балансовых запасов показано на рис. 5. В ходе расчетов установлено, что с увеличением мощности залежи до 60 м себестоимость добычи руды по системе разработки снижается: на очистных работах на 10%; в целом по блоку более чем на 30%. При рудной подготовке - себестоимость в сравнении с полевой уменьшается на 15-20%.
На рис. 6 представлено изменение валовой прибыли на 1 т погашенных балансовых запасов в зависимости от содержания в них условного металла (Су). Из графика следует, что при отработке блока с параметрами Вк = Вц = 20 м и т = 40 м, эффективность применения полевой подготовки обеспечивается при содержании условного металла в руде более чем 4,7%. Аналогичная ситуация
прослеживается и для других параметров блока.
Сравнительная оценка рассматриваемого варианта с базовой геотехнологией (подэтажных штреков с камерно-целиковым порядком выемки и твердеющей закладкой) приведена на рис. 7- 9.
На рис. 7 представлены величины потерь и разубоживания руды для рассматриваемых технологий. Показатели извлечения для камерной системы с закладкой устанавливались: потери руды -по величине остатков у бортов камеры и целика, а также в торце каждого отбиваемого слоя в породном мосту траншеи от заброса; разубоживание -от величины примешивания бетоном. Для всех вариантов принимались равноценные значения конструктивных потерь и разубоживания руды.
Изменение удельного объема подготовительно-нарезных работ и производительности труда по товарной руде иллюстрируется на рис. 8. Рост объема ПНР при базовом варианте до 40% в сравнении с новым связан с наличием выработок закладочного горизонта в кровле залежи.
Низкая производительность труда в условиях
б
Рис. 8. Расчетные показатели: а - удельный объем подготовительно-нарезных работ; б - производительность труда по системам разработки: 1 - базовая технология; 2 - сплошная камерная с обрушением кровли (полевая подготовка); 3 - то же рудная
Рис. 9. Соотношение расчетной себестоимости добычи по системам разработки: ряд1 - базовая технология; ряд2 - сплошная камерная с обрушением кровли (полевая подготовка); ряд3 - то же рудная: 1 - затраты на подготовительно-нарезные работы; 2 - то же на отбойку руды; 3 - то же на доставку руды; 4 - то же на поддержание выработанного пространства; 5 - то же по блоку (по добытой руде); 6 - то же по блоку (по балансовой руде)
а
базовой технологии объясняется увеличением трудовых затрат на закладочные работы. Так трудоемкость работ по закладке более чем в 2,0 раза выше, чем на обрушение пород кровли. В целом, трудозатраты по блоку при технологии с твердеющей закладкой колеблются от 50 и более чел.-смен на 1000 м3, при новом варианте - до 35 чел.-смен/1000 м3.
Соотношение расчетных затрат по основным производственным стадиям на 1 т добытой руды по системам разработки показано на рис. 9.
Анализ полученных результатов показал, что сплошная камерная выемка с обрушением кровли в сравнении с технологией использующей твердеющую закладку, позволяет снизить себестоимость добычи руды по блоку в 2 и более раза и увеличить валовую прибыль на 1 т балансовых запасов, например, при содержании условного металла в руде 7,0%, соответственно при рудной подготовке на 5,3%, полевой - до 11%. Основной причиной этому послужили существенное снижение затрат на поддержание выработанного пространства и достигнутые показатели извлечения руды по блоку. Граничной величиной содержания условного металла в балансовой руде (Су), при которой целесообразно переходить на геотехнологию с полной закладкой выработанного пространства является значение Су > 16,0%.
Рассматриваемая геотехнология прошла опытно-промышленные испытания на Николаевском руднике, в ходе которых было установлено
значительное сокращение трудоемкости работ в 1,5 раза, затрат на добычу руды на 25% и себестоимости производства металла в концентрате почти на 15% при незначительном ухудшении показателей полноты и качества извлечения запасов. Рост прибыли на 1 т балансовых запасов при этом составил 15%. Экономический эффект от внедрения системы разработки при отработке блоков «Север-7» и «Север-9» составил более 1 млн. руб. на 100 тыс. т добытой рудной массы.
ЗАКЛЮЧЕНИЕ
Выполненный технико-экономический анализ сплошной камерной выемки с обрушением кровли в сравнении с базовой технологией, позволяет отметить следующее:
• незначительное ухудшение показателей полноты и качества извлечения запасов не оказывает существенного значения на общую эффективность добычи;
• удельный объем подготовительно-нарезных работ по блоку снизился на 40%;
• производительность труда рабочего по системе разработке возросла в 1,5 раза;
• снижение приведенных затрат на 1 т погашенных балансовых запасов по блоку;
• расчетная валовая прибыль на 1 т балансовых запасов возросла на 5-10%.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Фрейдин А.М. Повышение эффективности подземной разработки рудных месторождений Сибири и Дальнего Востока / А.М. Фрейдин, В. А. Шалауров, и др. - Новосибирск: Наука, 1992.
2. Борщ-Компониец В.И. Горное давление при отработке мощных пологих рудных залежей / В.И. Борщ-Компониец, А.Б. Макаров. - М.: Недра, 1986.
3. Патент РФ № 2099527. Способ разработки месторождений полезных ископаемых / Фрейдин А.М., Шалауров В.А., Кореньков Э.Н. и др.; патентообладатель ИГД СО РАН // Опубл. в Б.И., - 1997, - № 35.
4. Современные способы разработки рудных залежей с обрушением на больших глубинах / А.М. Фрейдин, А.А. Неверов, С.А. Неверов, П.А. Филиппов; Рос. акад. наук, Сиб. отд-ние, Институт горного дела. - Новосибирск: Изд-во СО РАН, 2008. - 151 с.
5. Зеленкин В.Н. Методические рекомендации по сравнительной экономической оценке систем разработки рудных месторождений / В.Н. Зеленкин. - Л.: ВНИИГ. 1977. - 32 с.
6. Агошков М.И. Технико-экономическая оценка извлечения полезных ископаемых из недр /М.И. Агош-ков, В.И. Никаноров, и др. - М.: Недра, 1985. - 224 с.
7. Шестаков В.А. Оптимизация разработки рудных месторождений / В.А. Шестаков, М.А. Яковлев, и др. - ИЛИМ. - Фрунзе. 1975.
8. Методические рекомендации по технико-экономическому обоснованию кондиций для подсчета запасов месторождений твердых полезных ископаемых (кроме углей и горючих сланцев) // МПР РФ. ГКЗ. - Москва. 1999.
9. Фрейдин А.М. Методика установления и применения дифференцированных эксплуатационных кондиций по Николаевскому месторождению / А. М. Фрейдин, Э. Н. Кореньков, А. В. Соловьев. - Новосибирск -Дальнегорск 1995.
□ Авторы статьи:
Неверов Александр Алексеевич - к.т.н., научный сотрудник Института горного дела СО РАН е-шаД: пеуегоуаа 79@mail.ru
Неверов Сергей Алексеевич к.т.н., научный сотрудник Института горного дела СО РАН е-шай: пеуегоуаа 79@mail.ru
