Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения

.pdf
Скачиваний:
6
Добавлен:
19.10.2023
Размер:
5.55 Mб
Скачать

Из приведенных данных видно, что извлечение изменяете?! незаметно по сравнению с изменением содержания металла в обогащенной руде.

Практические показатели действующей фабрики для смешан1 ных руд за последнее время характеризуются следующими дан­ ными:

а

* ...............................

. . . .

09

035

069

074

098

118

128

а

! ...............................

095

1,07

1,28

1,29

1,54

1,99

• • ...........................

. . . .

91,2

94

94,6

. 95

97

97,2

98,1

Видим, что содержание металла в обогащенной руде а" воз­ росло почти в два раза, извлечение ет увеличивалось пропорцио­ нально содержанию металла в руде а'.

Соответствующие расчеты показывают, что уравнение извле­ чения для богатых и бедных руд при разубоживании от 0 до 30% принимает вид

ет = 1,64а'+ 92,8 96.

(48)

После обогащения в тяжелой среде руда флотируется и урав­

нение извлечения принимает вид

 

е' = 2а" + 72%,

(49)

а уравнение содержания металла в концентрате будет

 

ß == 0,3га' + 57.

(50)

По аналогии с этим содержание металла в обогащенной руде

выразится формулой

 

а" = 1,5а'+ 0,25.

(51)

Изменение содержания металла в обогащенной руде характе­ ризуется рис. 36.

Произведем сравнение показателей количества продукции обо­ гащенной в тяжелой среде руды с последующей ее флотацией с данными, полученными при обогащении одним только флотацион­

ным методом

(табл. 41).

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а 41

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Обогащение без тяжелой среды

После обогащения в тяжелой среде

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

S

о

-j-S„

R. %

а'

е

Р

 

Ск

а."

е'

Р'

Ѵр. Т

с'к

 

д

 

 

 

 

0

1,5

75

57,98 20,1

4,47

2,5

77

58,33

33

1,875

С

учетом

5

1,42

74,84

57,96 19,4

4,62

2,4

76,8

58,3

31,6

1,96

обогащения

10

1,35

74,4

57,91

18,1

4,96

2,27

76,54

58,25

30,0

2,06

в тяжелых

15

1,27

74,54

57,9

16,9

5,32

2,16

76,32

58,21

28,3

2,19

суспензиях

20

1,2

74,4

57,88 15,9

5,65

2,05

76,1

58,18

26,8

2,33

6,2

руб.

25

1,12

74,22

57 ,"22 57,85

6,03

1,93

75,86

58,13

25,2

2,46

без

этого

30

1,05

74,10

57,83 13,5

6,76

1,82

75,64

58,1

23,7

2,61

9,0

руб.

Примечание. Количество концентрата Ѵр. т .

полученного

из I

т обогащенной

в тяжелых

суспензиях руды.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

93

Из табл. 4І видно, что количество конечного продукта, полу­ ченного из 1 т исходной руды, значительно меньше, чем при обо­ гащении двумя способами также из 1 т руды.

Общее извлечение составит

е0 = е'ет.

(52)

К*К

SB, % X , %

Рис. 36. Изменение содержания ме­ талла а " (в обогащенной руде) в за­ висимости от содержания в исходной руде а'

Рис. 37. Изменение количества выде­ ляемой пустотой породы X II себе­ стоимости обогащения двумя метода­

ми S 0 в зависимости от содержания металла в руде

Количество концентратов, полученного из 1 т руды с учетом выделения пустой породы, но без учета потерь при добыче, выра­ зится равенством:

0а"(1 -Х ) 10

кг,

(53)

Трл

 

ß'

 

 

 

где ß '— содержание металла в обогащенном концентрате; X — вы­

ход пустых пород в хвосты в долях

единицы;

10 — переводной

коэффициент из процентов в килограммы.

 

 

Выход пустой породы в хвосты, как показывают наши иссле­ дования на рудах Зыряновского и Алтын-Топканского комбинатов, а также полупромышленные опыты на Зыряновской, Кумышканской, Текелийской и Ингичкинской фабриках, изменяется в зави­ симости от содержания металла в руде или от разубоживания и подчиняется эмпирической формуле

X = а' + а ' + Сі,

(54)

а '

где а' и Сі = 12 и 30 — соответственно коэффициенты.

94

Тогда удельный вес выхода хвостов станет переменным и будет изменяться по гиперболе с большой крутизной в области небольшого содержания металла в руде и выполаживаться по мере увеличения этого содержания (рис. 37).

Себестоимость переработки 1 т руды будет функцией выхода

хвостов и выразится равенством

 

S; =

S0(1- * ) + «,

(55)

где а = 0,2 руб./т — условная

себестоимость обогащения

1 т руды

в тяжелой среде; S0 = 3 руб. — условная себестоимость обогащения 1 т руды флотационным методом.

Расчеты по формуле (55) показывают, что себестоимость пере­ работки двумя методами (в тяжелых суспензиях и при флотации) изменяется по кривой параболы и также обусловлена содержанием металла в руде, а именно: чем беднее руда, тем количество выде­ ляемых хвостов больше, и наоборот.

 

Изменение себестоимости обогащения 1 т руды двумя методами

в зависимости от содержания металла в исходной руде

(а,

%) и

выхода пустой породы в хвосты (X, %) при себестоимости обога­

щения флотационным способом 3 руб. следующее:

 

 

 

а ,

% ..................................

10

8

6

4

3

1,0

0,5

0,3

S',

руб..............................

2,21

2,202

2,2

2,18

2,15

1,91

1,55

1,07

96

.......................................

102,5

101

100,1

99.2

97,8

86,8

70,5

48,7

X,

% ................................

32,2

32,5

33

34

35

43

55

71

Эти данные свидетельствуют о том, что общая себестоимость обогащения руды двумя способами экономична лишь до опреде­ ленных пределов. В нашем частном случае этот предел соответ­ ствует содржаншо металла в руде 5%, выше которого применение тяжелой среды нецелесообразно. Вместе с тем себестоимость обо­ гащения руд двумя способами всегда ниже, чем при одном флота­ ционном методе (см. рис. 37).

Та же закономерность действительна и для других руд, с той лишь разницей, что точка пересечения себестоимости может пере­ мещаться в ту или другую сторону.

Рассмотрим влияние обогащения в тяжелой среде и при фло­ тации на результаты конечного продукта (табл. 42).

Расчет количества концентрата двумя способами произведен по формуле (53).

Из табл. 42 видно, что количество концентрата (ур.т) после обогащения двумя методами (суспензия + флотационный), начиная от содержания металла -в руде 3%, становится меньше, чем при одном флотационном (без применения тяжелой среды). Однако за счет значительного выделения отвальных хвостов себестоимость конечного продукта с применением тяжелой среды в среднем ока­ зывается ниже на 37,6% (1,88 руб. против 3).

95

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

42

 

 

Флотационный метод -f- тяжелые суспензии

Обогащение без тяжелой

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

суспензии

 

а. %

X , %

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

а "

S c

ег

еь

ß

^p. т

Ск

é

Р

ѴР

ск

3

34

6,25

2,12

99,37

79,4

59,7

54,7

0,04

80

58,9

54,4

0,055

4

35

4,75

2,15

97,72

76,1

59,16

39, £0

0,05

78

58,55

39,92

0,075

2,5

36,05

4,0

2,12

96,9

74,5

58,9

32,3

0,06

77

58,38

33,0

0,091

2,0

37

3,25

2,09

96,1

73

58,63

0,0

0,08

76

38,2

26,1

0,11

1,5

39

2,5

2,03

95,26

71,4

58.3

18,65

0,11

75

58,03

19,36

0,15

1,0

43

1,75

1,90

94,44

69,8

58,1

12,0

0,16

74

57,£5

12,8

0,23

0,5

55

1,0

1,55

93,62

68,4

57,85

5, £3

0,29

73

57,67

6,33

0,47

0,3

71

0,7

1,07

93,3

67,6

57,6

2,39

0,44

72,6

57,6

3,78

0.79

Примечание.

Себестоимость концентрата дается без себестоимости добычи 1 т

руды.

 

Таким образом, закономерность изменения технических пока­ зателей при обогащении разубоженной руды в тяжелых суспензиях аналогична закономерности изменения этих показателей при обыч­ ном флотационном методе.

Рассмотрим влияние обогащения в тяжелой среде на эффектив­ ность системы разработки этажного принудительного обрушения, применяемой на предприятии 2.

Взаимосвязь между извлечением и содержанием металла в руде

за ряд лет характеризуется равенством

 

е = е' = 2а' + 72;

(56)

содержание металла в свинцовом концентрате

 

ß = ß' = 0,35а' + 58.

(57)

Количество концентрата, полученного из 1 т руды

с учетом

потерь при добыче, извлеченной при обогащении двумя методами выразятся равенствами:

а) через обогащенную в тяжелых суспензиях руду с учето потерь и разубоживания

 

 

а" (1 — П) (1

— X) е ' 10

кг;

 

 

Ѵт =

Р' ( І - Я)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

б) через геологическую руду

 

 

 

 

 

Тр.т = ^ -----’

кг>

 

 

в) через товарную

руду

 

 

 

 

 

,

_ а '

(1 — П) ео10

__

«(1 — П) во10

 

7 Р-Т _

ß' (1 — R )

 

~

ß'

 

 

При одном флотационном методе обогащения

 

 

, _ а 'е (1 П) 1 0 _ае (1 Я) 10

 

 

7

р ~

Р (1R) -

 

 

 

Р

(58)

(59)

(60)

(61)

96

Рассмотрим характер изменения измельчения металла гірй обогащении в тяжелой среде ет, извлечение от обогащенной руды s' и общее извлечение Ё0 = ете/ (табл. 43).

 

 

 

 

Т а б л и ц а 43

а '

а"

Ет

е'

Ео

8

2,18

3,52

96,4

78,93

76,1

76,28

1,30

1,95

95,0

75,82

71,97

74,53

0,86

1,54

94,2

75,02

70,65

73,67

0,43

0,67

93,5

73,3

68,6

72,81

Из табл. 43 видно, что общее извлечение е0 двумя методами меньше, чем при одном флотационном, а извлечение s' от обога­ щенной руды а" больше, чем при одном флотационном методе е. Однако это уменьшение общего извлечения идет медленнее, чем

возрастание количества продукции, полученной из 1 т руды у 0тПоэтому себестоимость последней также растет. Рассмотрим это на конкретном примере для блока с активной высотой этажа 40 м с переменной высотой заполнения /г3 (табл. 44, 45).

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

44

^3

*В. Ц< . ц

а '

а"

е'

ЕТ

Ео

 

ß'

Тр. т ѵр. т

X

 

5д+5о ск

 

 

 

 

 

 

У=100%

 

 

 

 

 

 

 

 

 

40

12,76 12,76

2,18

3,52

78,93 96,38

76,10 58,69

29,00

25,3

36,6

 

6,47

0,255

30

16,35 16,35

2,09

3,39

78,68 96,23

75,90

58,65

27,90

23,9

36,70

6,46

0,27

20

19,6

19,6

2,01

3,27

79,43 96,10

75,40

58,60

26,50

21,3

37,00

6,46

0,302

 

 

 

 

 

 

Ѵ =110°б

 

 

 

 

 

 

 

 

 

40

15,7

7,05

2,11

3,41

78,71

96,26

75,80

58,65

28,00

26,0

36,70

6,47

 

30

20,54 12,59

1,99

3,24

78,37 96,08

75,40

58,59

26,40

23,1

 

37,00

6,45

 

20

24,3

16,1

1,89

3,09

78,08 95,9

75,00

58,57

24,9

20,9

37,35

6,44

 

Примечание. Я эт= 4 0

м; а = 2 ,5 % ;

SQ= 2

руб.;

S 0 = S 0 (1—Л ')+ 0 ,2 ;

S + 5 0= 7 руб.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

45

Лз

 

«в. ц

 

ц

а,

£

 

 

ß

 

 

 

ѴР

 

Ск

V. %

40

 

12,76

12,76

2,16

76,28

 

52,22

28,6

24,9

 

0,28

100

30

 

16,35

16,35

2,1

76,10

 

58,2

27,3

22,9

 

0,305

 

20

 

19,6

19,6

2,01

75,94

 

58,16

36,2

21,0

 

0,333

 

40

 

15,5

7,05

2,11

76,14

 

58,2

27,6

25,7

0,272

 

30

20,54

12,6

1,99

75,9

 

28,16

26,0

22,7

 

0,31

НО

20

24,3

16,1

1,89

75,7

 

58,12

24,6

20,6

0,34

 

Примечание. а = 2 ,5 % ;

5 0-(-5д = 7 руб.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

7 Г. д . Хетагуров

9/

Сравнение табл. 44 и 45 показывает преимущество двух спосо­ бов обогащения. При этом имеется реальная возможность увели­ чить производительность флотационной фабрики на 37% за счет выделения в-хвосты пустых пород.

§ 2. Влияние способа обогащения на эффективность систем этажного и подэтажного принудительного обрушения

Выше, при исследованиях показателей потерь и разубоживания, отмечалось влияние конструктивных элементов блоков, варианта выпуска и стадийности ведения очистных работ на изменение по­ терь и разубоживания, зависящих от объема выпущенной горной массы из блока. Здесь эффективность каждого варианта системы рассмотрена с учетом обогащения одним флотационным способом и обогащением в тяжелой среде с последующей флотацией обо­

гащенной руды. Исходное содержание

металла в

руде

принято

а = 0,5,

1, 2;

3; 4. Основные данные сведены в табл.

46.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л и ц а

46

 

Варианты

1

2

3

4

5

G

7

8

9

10

Чисто стадий ...............

2

1

2

1

1

2

1

2

1

2

Варианты выпуска . . .

Пл.

Пл.

Пл. Ромб.

Торц

Пл.

Пл. Пл. Пл. Пл.

Высота этажа, м . . . .

25

25

25

(торц)

25

40

40

30

30

20

30

Диаметр выпускной ворон­

2

2

4

Торц

Торц

4

2

2

2

2

ки, м

■...........................

Объем выпуска,

% . . .

100

100

(тран)

 

ПО

(тран)

ПО

100

100

100

8

•8

ПО

Потерн,

% .......................

14

19,5

10

4,0

9

13

18

16

Разубоживание,

% . . .

14

19,5

8

10

15

10

17

13

18

16

Себестоимость

добычи и

7

6

7

6,2

6,35

6,9

6

6,8

5,8

7,3

переработки, руб. . . .

Примечание.

Пл. — площадной;

условная отпускная цена 1 кг концентрата

0,5

руб.

 

Результаты расчетов по "обоим методам обогащения:

т руды

обо

1)

по

количеству

получаемой продукции из

1

щение двумя методами для руд с исходным содержанием металла от 0,5 до 1% дает меньше концентратов, чем при одном флота­ ционном. При содержании металла в руде более 1 % обогащение руд двумя методами эффективнее, чем при одном флотационном методе.

На рис. 38 даны результаты расчетов по рассматриваемым вариантам 1; 7; 10 (см. цифры на рис. 38). Из этого графика можно сделать логический вывод о том, что с ростом содержания металла в исходной руде разность в количествах продукции обоих методов возрастает;

98

2) в зависимости от исходного содержания металла в рудё Закономерность изменения выделяемых пустых пород в отвальные

хвосты и

себестоимость переработки

(S0) двумя методами ана­

логична выведенной общей за­

-ѵ'-ѵ'

 

 

 

 

 

кономерности.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Резерв

 

производительно­

Ур'УрТ’КГ

 

 

 

 

сти, создаваемый

флотацион­

 

 

 

, І

2 Т —

ной обогатительной

фабрикой,

 

 

 

//7

111010

колеблется от 35 до 60%, а се­

 

 

 

/ / / / /

бестоимость

переработки

дву­

 

 

 

 

 

 

мя способами

снижается

на

 

 

 

K fz

 

 

15—20%;

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

W

 

 

 

 

 

 

конечно­

 

 

 

7 /К '

 

3)

себестоимость

 

 

 

 

го продукта

при

обогащении

 

 

 

М

 

 

одним флотационным методом

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

выше, чем при обогащении

 

 

 

/W

 

 

двумя методами;

 

 

 

 

 

/

 

 

4)

обогащение руд в тяже­

 

ч

 

 

лых суспензиях позволяет при­

 

/ / /

z

 

 

 

/ у /

 

 

 

менять системы с обрушением

 

 

 

 

для разработки руд

с

более

 

 

 

 

 

 

высоким

содержанием

ме­

 

 

 

 

 

 

талла.

 

 

 

 

 

 

 

 

А

 

 

 

 

 

Область применения систе­

 

 

 

 

 

 

мы по содержанию металла в

іщ/

 

 

 

 

 

руде здесь определяется по ве­

1

 

 

 

 

личине и характеру изменения

%5

 

 

 

4 с с ,%

суммы себестоимости

концен­

Рис. 38. Изменение1количества концент­

трата

и убытков

от

потерь и

рата при одном

 

флотационном

методе

разубоживания

при

соответст­

обогащения у р

и при двух: обогащении

вующем исходном содержании

в тяжелых суспензиях и флотационном

металла в руде.

 

 

 

 

методе

ур т в

зависимости от

содержа­

Расчеты

в

обоих методах

ния металла в руде при различных ва­

обогащения

производили

по

риантах систем этажного обрушения

формулам:

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

а)

флотационный метод

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Ск +

УПр =

Sa+ S°- + (тч — Тр) С , руб.;

 

(62)

 

 

 

 

 

 

 

 

То

 

 

 

 

 

 

б) обогащение в тяжелых суспензиях+флотационный метод

 

 

2 ' =

Ск +

Упр

 

+ (Ѵч — Ур.т) C', руб.

 

(63)

 

 

 

 

 

 

 

 

Тр.т

 

 

 

 

 

Рассмотрим изменение е; г' при следующих случаях.

 

металла в

1.

Изменение

Б;

Б'

в зависимости от

 

содержания

руде при переменной себестоимости добычи и переработки систе-

7* 99

с к l +l',p y £

0,5 1,0

0,0

5,0

сС,%

Рис. 39. Влияние способа обогащения на область применения систем при одном флотационном ме­ тоде обогащения 2 и при двух: обогащении в тяжелых суспензиях и флотационном методе В' (вариант 4)

г/ т \р у б .

Рис. 40. Изменение области примене­ ния различных вариантов систем в зависимости от способа обогащения

мы по варианту 4 (рис. 39). Из этого рисунка видно, что мини­ мальное значение S в обоих случаях соответствует содержанию металла в руде 1 %.

При условной отпускной цене (7 = 0,5 руб./кг пределы приме­ нения системы при обогащении двумя методами выше, чем при одном флотационном.

В первом случае этот предел колеблется для руды с содержа­ нием металла от 0,3 до 2,75%, а во втором — от 0,35 до 2,45%. В обоих случаях снижение себестоимости добычи и переработки способствует росту области применения системы.

2. Изменение области применения вариантов 4;

5; 7 системы

в зависимости от потерь и разубоживания руды,

себестоимости

добычи и переработки. Расчеты показывают, что

оптимальное

содержание металла в руде изменяется от 0,9 до 1,4%, а область применения систем при обогащении двумя методами выше, чем при одном флотационном (рис. 40). Из графика видно, что чем меньше потери и разубоживание, тем выше область применения системы. Так, при варианте 7 целесообразные пределы содержа­ ния металла в руде колеблятся: при одном флотационном методе обогащения 0,35—4,6%; при двух методах обогащения 0,3—5,2%. При варианте 4 соответственно: 0,35—2,6%; 0,3—2,9% ■При вариан­ те 5 0,35—2%; 0,3—2,3%.

3. Аналогично предыдущему случаю при переменных показате­ лях потерь и разубоживания, себестоимости добычи и перера­ ботки в вариантах системы 1; 7; 8; 11 характер изменения анало­ гичен.

Из рис. 40 видно, что пределы применения системы растут об­ ратно пропорционально потерям и разубоживанию, себестоимости добычи и переработки.

Таким образом, эффективность обогащения руд в тяжелых суспензиях характеризуется снижением себестоимости переработ­ ки двумя методами, увеличением выхода металлов в концентраты, созданием резервов для флотационной фабрики и расширением области применения систем по содержанию металла в руде (см,

рис. 38, 39, 40).

101

РАЗДЕЛ III

СРАВНИТЕЛЬНАЯ ОЦЕНКА СИСТЕМ РАЗРАБОТКИ

ИОБОСНОВАНИЕ БОРТОВОГО СОДЕРЖАНИЯ МЕТАЛЛА

ВРУДЕ

Анализ общих технико-экономических показателей предприя­ тий, применяющих системы этажного и подэтажного принуди­ тельного обрушения, показывает, что за счет их усовершенствова­ ния повышается интенсивность разработки месторождения и сни­ жается себестоимость добычи руды. Содержание металла в руде уменьшалось, а объем добычи возрастал, опережая снижение содержания металла в руде. Вместо с тем трудоемкость добычи руды все еще велика и составляет 50—60% общих затрат иа про­ изводство металла, 25—30% на обогащение и 20% на металлурги­ ческий передел [53]. Следовательно, горное производство требует выбора таких систем разработки, которые позволят улучшить общие показатели предприятий и снизить трудоемкость с таким расчетом, чтобы удельный вес их не превышал 40%. Кроме того, оценка систем должна производиться с учетом фактора времени или, что то же, по количеству получаемой продукции в одно и то же время, а также себестоимости добычи и переработки, окупаемости капитальных вложений, потерь и разубоживания.

Основным признаком оптимальности до недавнего времени была себестоимость добычи 1 т руды. В последующее время кри­ терием оптимальности решений был признан уровень приведенных затрат, т. е. сумма себестоимости и нормативного эффекта капи­ тальных вложений на 1 т годовой мощности [106].

При решении горноаналитических задач в качестве критерия оптимальности искомых параметров наиболее реальным ме­ рилом является себестоимость добычи руды.

Для решения этого вопроса чаще всего применяется (как наи­ более простой) метод сравнения вариантов систем разработки. Как в нашем случае, так и в других, оптимальным может оказать­ ся не один, а несколько вариантов как функции ряда переменных величин.

Широкое применение получили линейное и нелинейное про­ граммирование, динамическое программирование и др. Определе­ ние оптимума для горноэкономических задач в большинстве случаев решается нелинейным программированием.

Для определения эффективности капитальных вложений в качестве критерия оптимальности принята величина приведенных

102

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ