Визначення оптимального бортового вмісту металу
Оптимальний бортовий вміст металу в руді визначають графоаналітичним методом, для чого будують по одержаних в результаті розрахунків точках криві залежності прийнятого критерію оптимальності від бортового вмісту корисного компоненту Сб. В якості критерію оптимальності у даній роботі використовується мінімум питомих приведених витрат на 1 т концентрату (кінцевого продукту) Впр.к. Розрахунки величини Впр.квиконуються у такій послідовності*:
3.2.1. Визначають орієнтовне значення оптимальної річної потужності рудника за емпіричною формулою
А’о = 0,1Бср0,77, млн т,
де Бср = ½(Бmax + Бmin); Бmax, Бmin –відповідно максимальне та мінімальне значення запасів руди в залежності від бортового вмісту металу, млн т.
3.2.2. Визначають річну потужність рудника (шахти) Аі для кожного значення запасів Біза емпіричною формулою
Аі= 0,1Бі0,77, млн т.
3.2.3. Розраховують коефіцієнт вилучення металу в концентрат εк, який залежить від типу руди, її якості та прийнятої технології збагачення:
, част. од.
де εmax –максимально можливе для даної технології збагачення вилучення металу в концентрат, част. од.; kнм –коефіцієнт, що враховує недовилучення металу в концентрат при зниженні якості руди, част. од.; Срі – середній вміст металу в руді для і-го варіанта бортового вмісту, %; абаз – базовий вміст металу в руді, що підлягає збагаченню, % (табл. 2.2); при цьому абаз³Ср.
3.2.4. Визначають цінність металу, що вилучається з однієї тони видобутої руди
грн/т
3.2.5. Питомі капіталовкладення визначають за емпіричною формулою kп = tk∙Ai-Θ, що набуває вигляду:
а) для рудників чорної металургії
kп = 37,10∙Аі-0,272, грн/т;
б) для рудників кольорової металургії
kп = 41,69∙Аі-0,314, грн/т;
де tk, Θ– емпіричні коефіцієнти
Орієнтовні техніко-економічні показники систем розробки Таблиця 2.1
№ п.п. | Системи розробки та їх варіанти | Втрати руди, kв, част. од. | Засмічення руди, kз, част. од. | Коефіцієнт продуктивності системи kср | Орієнтовна собівартість видобутку руди С’д, грн/т |
Суцільна система розробки | 0,2-0,3 | 0,05-0,15 | 1,00 | 90-150 | |
Камерно-стовпова: - зі скреперною доставкою - з доставкою НДМ - з доставкою силою вибуху | 0,15-0,25 0,18-0,3 0,20-0,35 | 0,05-0,10 0,05-0,10 0,05-0,15 | 0,87 0,93 0,80 | 150-175 100-150 125-175 | |
Поверхово-камерна система: - з обваленням ціликів - з закладкою виробленого простору | 0,14-0,16 0,05-0,08 | 0,08-0,10 0,04-0,05 | 0,93 0,87 | 95-125 110-150 | |
З магазинуванням руди | 0,05-0,12 | 0,08-0,12 | 0,80 | 150-220 | |
Поверхове примусове обвалення: - з відбійкою руди в затисненому середовищі та донним випуском - з відбійкою руди на компенсаційні камери - з відбійкою руди в затисненому середовищі та торцевим випуском | 0,14-0,18 0,12-0,17 0,14-0,18 | 0,07-0,09 0,08-0,12 0,08-0,10 | 1,25 1,00 0,93 | 80-130 100-150 75-110 | |
Підповерхово-камерна система з обваленням ціликів | 0,12-0,15 | 0,06-0,10 | 0,92 | 100-140 | |
Підповерхове примусове обвалення: - з донним випуском - з торцевим випуском | 0,12-0,16 0,14-0,18 | 0,07-0,10 0,08-0,12 | 0,87 1,00 | 100-180 75-150 | |
Система розробки з кріпленням виробленого простору | 0,05-0,07 | 0,03-0,06 | 0,8 | 400-500 | |
Система розробки горизонтальними шарами з закладкою | 0,02-0,05 | 0,03-0,07 | 0,87 | 150-300 |
Орієнтовні техніко-економічні показники збагачення добутої руди Таблиця 2.2
Метал | ак, % | Цк, грн/т | εmax, част. од. | kнм, част. од. | Ст, грн/т | Сз, грн/т | абаз, % |
Залізо | 60-70 | 1200-1600 | 0,7-0,9 | 0,20 | 3-5 | 24-30 | 48,0 |
Мідь | 15-35 | 10000-17000 | 0,8-0,9 | 0,10 | 3-5 | 60-80 | 3,0 |
Свинець | 40-60 | 11000-18000 | 0,7-0,9 | 0,15 | 4,5-6 | 70-90 | 4,0 |
Молібден | 20-50 | 25000-50000 | 0,7-0,8 | 0,10 | 6-8 | 70-100 | 0,5 |
3.2.6. Визначають сумарні експлуатаційні витрати на видобуток, транспорт і збагачення 1 т руди для прийнятої системи розробки в залежності від річної продуктивності рудника
, грн/т
де Сд.з –сумарні експлуатаційні витрати на видобуток C’д, транспорт Ст та збагачення Сз однієї тони руди, грн/т.
Сд.з = C’д + Ст + Сз , грн/т.
Орієнтовні значення C’д,Ст і Со приймають за даними табл. 2.1 і 2.2.
3.2.7. Розраховують питомі приведені витрати на 1 т видобутої та збагаченої руди
Впрі = Сді + Енkпі, грн/т,
де Ен = 0,10 – коефіцієнт ефективності капітальних вкладень, част. од.
3.2.8. Визначають питомі приведені витрати на 1 т концентрату (кінцевого продукту)
Розрахунки відповідно до пунктів 3.2.2 – 3.2.8 повторюють для всіх прийнятих значень бортового вмісту металу в руді Сбі.
3.2.9. Оптимальне значення бортового вмісту металу в руді Сб.овідповідає мінімуму питомих приведених витрат на виробництво концентрату Впр.к. Для його визначення будують графік залежності Зпр.ківід Сб.і (рис. 2.2), за допомогою якого і визначають оптимальний бортовий вміст металу Сб.о.
Потім графічним методом (з використанням рис. 1.2 лабораторної роботи №1) за оптимальним бортовим вмістом знаходять виймальну потужність М, середній вміст металу в рудному масиві Ср і балансові запаси родовища Б.