СЕМИНАР 16
ДОКЛАД НА СИМПОЗИУМЕ "НЕДЕЛЯ ГОРНЯКА -2001"
МОСКВА, МГГУ, 29 января - 2 февраля 2001 г.
© В.А. Шестаков, Э.С. Садыков,
Е.Н. Козырев, 2001
УДК 550.3:550.4
В.А. Шестаков, Э.С. Садыков, Е.Н. Козырев
ПЕРСПЕКТИВЫ РАЗВИТИЯ КОМБИНИРОВАННОЙ ФИЗИКО-ХИМИЧЕСКОЙ
боживание руды, доли ед.; п и пб -количество цветных и благородных металлов, извлекаемых из добытой рудной массы.
Эксплуатационные затраты на добычу и переработку рудной мас-_сы при базовом варианте определяются по формуле (руб./т)
1 - Р
СД -■
1 - П
(А1 + А2 + А3 ) + А4 + А
Г
I 4 Ж I 4Щ 4 1Г/"\ ТП^1 1141 I Г" ^ 1ГЛ I 4 РРЛТГХ/1 I Л П Л 4 I 4
еотехнологические методы могут применяться либо при эксплуатации балансовых запасов, как альтернативный традиционной технологии способ, либо в комплексе с традиционной технологией для более полного использования недр за счет вовлечения в эксплуатацию ранее потерянных и забалансовых руд. Поэтому для сравнения могут быть приняты три варианта: а) традиционная разработка балансовых запасов - добыча и переработка рудной массы (базовый вариант), б) геотехнология балансовых и забалансовых запасов, в) комбинированная разработка традиционной технологией балансовых запасов и попутная эксплуатация потерянных и забалансовых запасов гео-технологическими методами.
Критерий оценки эффективности традиционной технологии добычи и переработки (базового варианта) применительно к условиям действующего рудника без учета ущерба окружающей среде имеет следующий вид (руб.)
гР гР , ч ,
I - ^ ' 1
г =1
пр гбг = I Абг (ЦДбг - СДбг, г=1
(1 + Е )р
где Аб, - производственная мощность рудника при базовом варианте в ^й год, т/год; Цдб, и Сдб, - извлекаемая ценность добываемой рудной массы и эксплуатационные затраты на ее добычу и переработку в ^й год, руб./т; (Р -расчетный срок сравнительной оценки вариантов, лет; Е - коэффициент дисконтирования затрат и прибыли во времени, доли ед.
Извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом варианте разработки, например, такого месторождения, как Урупское, может быть определено по формуле (руб./т)
п п6
ЦДб = °,01Хci (1 - P)soiЦi +1 cбi (1 - P)soбЦбi, i=1 i=1
где с1 и сб1 - содержание ьго цветного и благородного металлов в руде балансовых запасов, %; £ы и - извлечение ьго цветного и благородного металлов при обогащении, доли ед.; ц и ц^ - отпускные цены ьго цветного и благородного металлов в концентратах, руб./т; Р- разу-
где П - потери руды при добыче, доли ед.; А!, А2, А3 - оплата за использование запасов, затраты на амортизацию основных фондов и горно-подготовительные работы, руб./т руды балансовых запасов; А4 - затраты (экс-плуа-тационные) на последующие процессы добычи, руб./т рудной массы; А5 - эксплуатационные затраты на транспортирование рудной массы до обогатительной фабрики и ее переработку на обогатительной фабрике, руб./т.
Для того, чтобы правильно сравнивать с базовым вариантом новый вариант разработки месторождения геотехнологическими методами, необходимо иметь в виду, что для замены им базового варианта нужно построить дополнительные сооружения и соответствующим образом подготовить запасы. Для этого потребуется время и определенные дополнительные капиталовложения. В период подготовки новый вариант не будет давать никакой прибыли и будет требовать затрат, в то время как при базовом варианте будет продолжаться нормальная работа. Но при вводе в эксплуатацию нового варианта возможно снизятся эксплуатационные затраты и уменьшится ущерб окружающей среде от работы рудника и обогатительной фабрики.
Критерий оценки нового варианта (геотехнологи-ческих методов) для сравнения его с базовым вариантом будет иметь следующий вид (руб.)
Р 1сг
I Пр п = 1 Абг (Ц
Дбг - СДбг }
1
г =1
г=1
С!
-1гкг г=1
(1 + Ек )сГ +____________1_
(1 + Е )сГ-1 (1 + Е )с
(1 + Е) сГ-1
гр - гг
“ IАп(цдг - сдг)х
1
г
I
У
=1
1
(1 + Е У р - гс-1 г=1 (1 + Е У р - 1сГ-1
где Аг, - производственная мощность рудника по освоению, подготовке и переработке запасов в ^й год, т/год; гсг - срок подготовки запасов к выщелачиванию и строительства цеха переработки растворов, лет; Кг -капитальные затраты на подготовку запасов к выщелачиванию и строительства цеха переработки растворов в ^й год, руб./год; цдг1 и сдг1 - извлекаемая ценность и эксплуатационные затраты при применении геотехнологических методов в ^м году, руб./т; Ек - ко-
эффициент, учитывающий величину процентной ставки за кредит; У4 - ущерб окружающей среде от ликвидации отвалов и хвостохранилищ в 1-м году. Остальные обозначения прежние.
Извлекаемая ценность при разработке балансовых запасов геотехнологическими методами определится по формуле (руб./т)
п пб
ЦДГ = °,Ш^
ci • еп • sзi • ЦМ, + X СбП ' ебП • езбП • ЦМб,, г=1 г=1
где п и пб - число цветных и благородных полезных компонентов, извлекаемых из запасов геотехнологиче-скими методами; с1 и сб1 - содержание ьго цветного и благородного металла в запасах, разрабатываемых геотехнологическими методами, %, г/т; ег1 и езг1 -извлечение ьго цветного металла из разрабатываемых запасов в растворы и из растворов в цехе переработки или на заводе, доли ед.; ебй и езбй - извлечение ьго благородного металла из запасов в раствор и из раствора на заводе, доли ед.; цм и цмб1 - отпускная цена ь го цветного и благородного металла, руб./т; руб./г.
Эксплуатационные затраты на извлечение металлов из балансовых запасов и производство металлов с применением геотехнологических методов определятся по формуле (руб./т разрабатываемых запасов)
СДГ = А1 + А2 + А3 + А4 + жр (А5 + А )
где А1, А2, А3 - затраты на погашение геологоразведочных работ, амортизацию основных средств, горноподготовительные работы, руб./т запасов; А4 - затраты на выщелачивание металлов из запасов, руб./т запасов; А5 - затраты на концентрацию растворов и их транспортирование до цеха переработки или завода, руб./т продукта; А6 - затраты на переработку раствора или промпродукта на заводе, руб./т продукта; Кр - коэффициент расхода раствора для выщелачивания металлов из 1 т запасов.
Если с помощью геотехнологических методов разрабатываются бросовые (забалансо-вые) или потерянные запасы, то эксплуатационные затраты будут значительно меньше, поскольку не надо платить за использование балансовых запасов, не надо в полном объеме выполнять работы по вскрытию и подготовке и т.д. и тогда затраты на производство металлов будут равны (руб./т запасов)
СДГ = А2+А'з +А4 + Кр (А5 + А6 \
где А’2 - затраты на амортизацию дополнительных капитальных вложений, на подготовительные работы по разработке запасов и производству металлов с помощью геотехнологических методов, руб./т запасов; А’3 -дополнительные затраты на подготовку запасов к выщелачиванию, руб./т запасов; А’4 - дополнительные затраты на выщелачивание металлов из запасов, руб./т. Остальные обозначения прежние.
Критерий оценки третьего варианта (комбинированной разработки традиционной технологией балансовых запасов и геотехнологическими методами из-
влечения металлов из потерянных руд и забалансовых запасов) имеет вид (руб.)
Р I \ 1
X Пр сбГ = XАбі (цдбі - СДб1 Ь—згтт -t=1 t=1 I1+Е уР
X к (1+ЕкУсГ і РуСГ (ц с V-
-ХКг (1+е )сг-1 + X 1Г УЦт - СтЬ.
1 У ^
----------г + ХУ
1сГ 1
^р -сГ 1
(1 + Е /р-1сГ-1 ' 1=1 (1 + Е /р -сГ-1
Применительно к условиям Урупского месторождения при базовом варианте добычи и переработки извлекаемая ценность добываемой рудной массы, если содержание меди в добываемой рудной массе равно 1,7 %, а в руде балансовых запасов 2,42 %, извлечение меди в концентрат 0,86, отпускная цена меди в концентрате 800 долл./т, будет равна цдб=0,0Г1,70,82800=11,20 долл./т.
При эксплуатационных затратах на добычу, транспортирование и обогащение около 170 руб./т прибыль равна 11,828-170=160 руб./т. При содержании 1,2 % и базовой технологии извлекаемая ценность добываемой рудной массы будет равна 1,20,70,82800= =5,45 долл./т или 152 руб./т. При тех же затратах эксплуатация таких запасов убыточна (убытки 18 руб./т).
При применении методов выщелачивания для разработки забалансовых и потерянных руд их извлекаемая ценность при суммарном содержании в расчете на медь в этих запасах 1,2 %, извлечении в раствор 0,75, извлечении из раствора с помощью метода цементации меди железом 0,90 и отпускной цене промпродукта (черновой меди) 1000 долл./т, будет равна цдг=1,20,75.0,90 1000=8,20 долл./т или 227 руб./т при вдвое меньшем содержании меди в разрабатываемых запасах, чем при базовой технологии. К тому же при существенно меньших эксплуатационных затратах на добычу и переработку, а дополнительные капитальные затраты на строительство установки для извлечения меди из растворов весьма невелики.
Благодаря попутной добыче потерянных руд гео-технологическими методами практически вдвое могут быть уменьшены капитальные затраты на вскрытие и подготовку новых запасов в расчете на одинаковое количество производимой ценности (меди в концентрате и черновой меди). Это позволит не только быстро окупить дополнительные капиталовложения на строительство установки по извлечению меди из растворов и на подготовку запасов к выщелачиванию, но и снизить удельные капиталовложения в предприятие в целом. Поэтому совершенно не случайно при производстве меди во многих странах во все более широких масштабах применяют методы подземного и кучного выщелачивания. При чем на очень бедных по содержанию металлов в запасах.
Применительно к условиям Садонского СЦК извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом варианте, если содержание свинца в балансовых запасах
равно 2,02 %, цинка 1,56 % извлечение при обогащении свинца 1,56 % извлечение при обогащении свинца 75 %, цинка 65 %. Извлечение при металлургическом переделе свинца и цинка из концентрата составляет 0,8-0,9. Извлекаемая ценность добываемой рудной массы базового варианта при потерях 10 % и разубоживание 20 % будет равна
Цдб = 0,012,02(1 - 0,20)0,75х х0,9044228 + 0,01 1,56(1 - 0,20)0,650,92х х 112528 = 135+235=370 руб..
При затратах на добычу, обогащение и металлургический передел 360 руб./т обеспечивается безубыточная добыча. Однако таких запасов на Садонских рудниках осталось совсем мало.
Содержание металлов в запасах для повторной разработки, например, на Згидском руднике равно свинца 1,32 %, цинка 0,63 %. Разубоживание при добыче равно 0,2. Извлечение металлов равно: свинца 72 %, цинка 65 %. При цене на мировом рынке свинца 442 долл./т, цинка 1125 долл/т извлекаемая ценность добываемой рудной массы при базовом варианте равна
Цдб= 0,0Г 1,32 (1-0,2). 0,72. 0,9. 44228 +
+0,0Г 0,63 , (1 - 0,2)0,65. 0,92. 1125 . 28 =
=84,7 + 94,9 = 169,6 руб./т.
При затратах на добычу и переработку более 350 руб./т разработка таких запасов убыточна.
При применении геотехнологических методов разработки тех же запасов потерянных ранее и забалансовых руд извлекаемая ценность будет равна
Цд=0,01.1,32.0,65.0,8442.28+0,01.0,63.0,65. х х0,8 125 28=84,95+103,2=188,15 руб./т.
При эксплуатационных затратах на добычу и переработку не более 150-160 руб./т разработка таких запасов будет вполне рентабельной. Сравнительно небольшие дополнительные капиталовложения окупятся в течение 1-2 лет. Экономическая и экологическая эффективность комбинированной обычной подземной разработки балансовых запасов и выщелачиванием отвалов пород и хвостов обогащения в подземных камерах [2, 3] была подтверждена также на урановых рудниках.
Таким образом, в современных экономических условиях наиболее перспективной технологией является комбинированная из обычной подземной на балансовых запасах и физико-химической геотехнологии на забалансовых рудах.
1. Шестаков В.А., Голик В.И., Козырев Н.Е. Эффективность геотехнологии повторной разработки руд цветных металлов. М., МГГУ, ИАБ № 5, 2000 г., с. 72-74.
2. А.с. № 751194 СССР. Способ подземной разработки месторождений полезных ископаемых. Авторы Шестаков В.А., Долгашов Г.Е., Мосинец В.Н., Киреев В.Д.
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
3. А.с. № 607020 СССР. Способ добычи полезных ископаемых. Опубл. 15.95.78; бюл. № 18.
КОРОТКО ОБ АВТОРАХ