Визначення оптимального бортового вмісту металу
Техніко-економічне обґрунтування оптимального
Бортового вмісту металу в руді
У відповідності з заданими гірничогеологічними та гірничотехнічними умовами родовища необхідно вибрати методом виключення систему підземної розробки рудного покладу. Такий вибір необхідно здійснити для того, щоб мати основні технологічні, технічні та економічні дані (інтенсивність розробки, втрати і засмічування руди, продуктивність праці, собівартість видобутку 1т руди та ін.), що характеризують технологію підземної розробки даного родовища (табл. 2.1).
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.
Дата добавления: 2016-11-22; просмотров: 742;