книги из ГПНТБ / Совершенствование горных работ на карьерах Алмалыкского горно-металлургического комбината

Л ат

Рис. 44. Номограмма для определения разубожнвания и оптимальной границы выемки руды из приконтактных зон

руд из приконтактных зон, которая может быть рекомендована и для других карьеров, разрабатывающих медно-порфировые месторожде­ ния, характеризующихся в основном тремя типами контактов (см.

табл. 42).

Правая часть номограммы (рис. 44, а) для всех случаев остается постоянной и используется для нахождения допустимого разубоживания в составе (стружке), обеспечивающего содержание металла не ниже браковочного. По графику, находящемуся в левой части номограммы (рис. 44, б, в, г), определяется оптимальная граница выемки руды в зависимости от ширины заходки, высоты уступа, углов падения и простирания рудного тела. На данном графике при­ няты высота уступа 10 м, угол падения 90° и угол простирания 90°.

Содержание металла в балансовой руде С наносится на шкалу А — А (точка 1), браковочное содержание — на шкалу Г — Г (точка 3), содержание металла в породах Ъ— на шкалы А — Б и В — Г точки (2 и 4). Из точек 1 и 2 проводятся линии до их пересе­ чения в точке 5. Затем из точки 5 проводится вертикальная линия до пересечения со шкалой Б — Б в точке 6. Из точек 3 и 5 проводятся линии до их пересечения в точке 7. Из точек б и 7 проводятся линии до их пересечения в точке 8. Пересечение горизонтальной линии, проведенной через точку 8, со шкалой Б — В в точке 9 дает величину допустимого разубоживания.

Для определения оптимальной границы по графику на шкале разубоживания находим точку 10, соответствующую допустимому разубоживанию, из нее опускаем вертикальную линию до пересе­ чения ее в точке 11 и находим расстояние (номер стружки) от контакта пст. Значит, при движении экскаватора из породы в руду пикет, стоящий на условном контакте, нужно перенести в сторону движе­ ния экскаватора от условного контакта на п м и до этого пикета горную массу выдавать в отвал пустых пород.

Таким образом, разработанная авторами методика установления оптимальной границы выемки, между рудой и породой в приконтактной зоне позволяет обоснованно производить в процессе экскавации деление горной массы по сортам, а также осуществлять оперативный учет потерь и разубоживания и определять их формирование.

Внедрение на Кальмакырском карьере предложенной технологии выемки приконтактных зон с установлением оптимальной границы выемки между промышленной рудой и породой позволило значи­ тельно снизить потери и разубоживание.

§ 4. Выбор эффективной схемы экскаваторной отработки приконтурных зон

В горнодобывающей промышленности полная оценка эффектов ности экскаваторной выемки руд и пород может быть дана в том слу­ чае, если она рассматривается как одно из звеньев в общей техноло­ гической цепи получения металла в зависимости от горно-геологи­ ческих и технико-экономических условий. Однако отсутствие

121

общепринятой методики комплексной оценки всех показателей работы экскаватора порождает иногда противоречивые решения по выбору рациональных схем раздельной экскаваторной выемки руд и пород.

Из имеющихся в настоящее время [46, 1, 2, 3, 77, 112, 115, 116] нами приняты за основу принципы экономической оценки по прибыли, как наиболее подходящие для решения задач сравнительной оценки раздельной выемки руды из приконтактной зоны в условиях Кальмарыкского карьера. При этом в основу положена сравнительная оценка экономических последствий, отнесенных на 1 т погашенных балансовых запасов с учетом затрат на разведку, горные работы, обогащение, металлургический передел, а также влияние потерь и разубоживания руды на эти затраты, позволяющая при выборе рациональной схемы экскаваторной отработки приконтурных зон учесть дифференцированное влияние различных факторов.

При построении экономико-математической модели определения рациональной схемы экскавации из приконтурных зон нами исполь­ зованы:

метод моделирования процесса экскавации; метод оценки экономических последствий, вызываемых потерями

полезного ископаемого; метод множественной корреляции.

Учитывая практику работы рудных карьеров, а также горно-гео­ логические условия залегания рудных тел Кальмакырского ме­ сторождения, нами исследованы в зависимости от типов руд и пород из приконтактной зоны следующие основные варианты (рис. 45).

Выемка горной массы производится обычным способом лобовыми заходками.

Вариант С-4. Падение рудного тела — 90°, простирание — 120°. Выемка рудной массы производится лобовыми заходками после полного обнажения приконтактной зоны с образованием специальной выемки в смежной заходке.

Комплексная экономическая оценка каждого из вариантов схемы экскавации производится по показателю прибыли на 1 т погашенных балансовых запасов, предопределяющемуся разностью между сум­ марной извлекаемой ценностью руд и суммарными затратами про­ изводства 2 3 с учетом потерь и разубоживания:

d = k(U — 2 5)> руб/т,

где к — коэффициент, учитывающий потери и разубоживание. Расчет извлекаемой ценности при наличии многокомпонентных

руд осуществляется с учетом ценности по каждому компоненту

,122

на стадии технологического процесса, после которого получается конечный продукт на данном предприятии.

В условиях Кальмакырского карьера извлекаемая ценность руды представляет собой сумму ценностей по рафинированной меди,

А

Рис. 45. Варианты забоен п схем экскавации:

1 — ось движения экскаватора; г — рудное тело

молибденовому концентрату, золоту и серебру в шламах меде-элек- тролитного завода и может быть выражена зависимостью

ребра при металлургической переработке, %; Деи, Цмо, Цаи»

123

Цац — отпускная цена катодной меди, молибденового концентрата, золота и серебра в шламах, руб/Т и руб/г; 8 — содержание меди в то­

где Ср — затраты на геологоразведочные работы 1 т балансовых запасов руды, руб.; кв — коэффициент вскрыши, м3/т; Св — затраты на вскрышу, руб/т; Сд — затраты на добычу руды, руб/т; Стр — затраты на транспортировку руды от забоя до обогатительной фаб­ рики, руб/т; С0 — затраты на переработку 1 т рудной массы на обо­ гатительной фабрике, руб/т; — суммарный выход концентратов на 1 т рудной массы, т; См — затраты на металлургический передел медного и молибденового концентрата, приходящиеся на 1 т добы­

Таким образом, целевая функция экономико-математической модели определения рациональной схемы экскаваторной отработки

раслевой коэффициент эффективности капитальных затрат, доли единицы.

Область решения данной экономико-математической модели пред­ определяется системой ограничения входящих в н-ю переменных. В данном случае основными ограничениями являются величины потерь П и разубоживания Р, а также высоты уступа Н и ширины экскаваторной заходки Ш3, которые имеют вид:

В случае перевода горнодобывающих предприятий на отчетность по показателям извлечения и качества, предложенным чл.-корр.

124

АН СССР М. И. Агошковым, в целевую функцию должны быть вве­ дены показатели извлечения

2 и ~ к«

Конкретизация разработанной абстрактной модели предопреде­ ляет необходимость проведения специальных экспериментов по уста­ новлению данных о параметрах процесса экскавации, а также про­ ведения различного рода расчетов и вычислений по ценности меди и суммарных затрат, отнесенных к 1 т рудной массы, с целью опре­ деления основных закономерностей и реальных соотношений между переменными.

В результате экспериментальных работ [87, 88] нами устано­ влены зависимости изменения потерь и разубоживания от условий залегания рудных тел, типа забоя, схемы экскавации, а также от ши­ рины экскаваторной заходки при высоте уступа 10 м.

Изменение потерь и разубоживания в приконтактной зоне в за­ висимости от ширины заходки с исключением отдельных стружек для варианта С-3 (рис. 46) показывает, что с увеличением ширины заходки разубоживание растет, а потери снижаются, влияние ши­ рины заходки на потери руды более заметно сказывается в средней зоне. Результаты экспериментальных исследований по определению потерь и разубоживания для рассматриваемых вариантов по струж­ кам представлены в табл. 43.

Правильность оценки экономических последствий от потерь и разубоживания во многом зависит от применяемого метода опре­ деления влияния изменения содержания металлов в отгруженной из приконтурной зоны рудной массе и показателя обогащения на ве­ личину извлекаемой ценности.

Среднее содержание металла в отгруженной из приконтактной зоны рудной массе а для каждого варианта в зависимости от разубо­ живания, закономерности изменения которого установлены методом

125

126

127

Рис. 46. Изменение по­ терь и разубоживания руды по стружкам при экскавации

Рис. 47. Номограмма потерь, разубоживания и среднего содержания металла в добытой руде в процессе экскавации

Расстояние, м

в концентрате построена математико-статистическая модель в виде параболического уравнения множественной регрессии *:

е -= 137а — 0,735 + 4,26р — 162а2 + 1,86а5 —

—5,8а|3 + 0,000252 — 0,0245|3 + 0,014р2 + 31,55,

где а — содержание меди в руде; S — сульфидность меди в руде; Р — содержание меди в концентрате.

Уравнение характеризуется следующими среднеквадратическими отклонениями величин:

о (а) = 0,9085; а (5) = 4,7158; а (Р) = 1,0867.

Исходный статистический материал, использованный при выводе этого уравнения, составлен по суточным показателям Алмалыкской обогатительной фабрики за период с января 1971 по январь 1972 г.

В результате анализа и обработки статистических данных по за­ воду, перерабатывающему медные концентраты Алмалыкской обо­ гатительной фабрики, мы пришли к выводу, что с повышением со­ держания меди в концентрате сквозное извлечение при металлур­ гическом переделе практически остается на одном уровне. Так, например, в 1968 г. на завод поступили медные концентраты с со­ держанием в нем меди в пределах 17%, извлечение составило 95%. В 1971 г. содержание меди в концентрате поднялось до 19%, а из­ влечение осталось на прежнем уровне — 95%.

В этой связи в нашем случае при определении извлекаемой цен­ ности руды извлечение при металлургическом переделе принято постоянным независимо от изменения содержания металла в пере­ рабатываемой руде и концентрате.

Затраты геологоразведочных работ на 1 т балансовых запасов руд определяются по формуле М. И. Агошкова [1], исходя из действу­ ющих государственных оптовых цен на 1 т металла Ц и его содер­ жания в балансовых запасах по формуле

Ср = 0,01СЦкр, руб.,

где кр— доля затрат на разведку в оптовой цене 1 т меди (8—12), % . При таком принципе определения средних затрат на разведку получает отражение тот бесспорный и важный факт, что, чем выше содержание в руде полезных компонентов, тем пропорциональна больше затрат должно вложить государство на пополнение потерян­ ных вместе с 1 т руды полезных компонентов, на восстановление

балансовых запасов в стране.

Произведенный на основе предложенной экономико-математиче­ ской модели подсчет экономических последствий для рассматриваемых

* Уравнение регрессии получено на ЭЦВМ «М-220» в Институте кибер нетикп АН УзССР по программам, разработанным в лаборатории оптими­ зации процессов добычи и обогащения полезных ископаемых.

вариантов схем экскаваторной отработки приконтурных зон при­ водится в табл. 44.

Сравнительная оценка, выполненная применительно к условиям Кальмакырского карьера, показывает высокую эффективность схемы отработки приконтурных зон с раздельной выемкой руд и пород лобовыми заходками: по сравнению с другими вариантами потери снижаются в 1,5—2,5 раза, разубоживание — в 1,5—2,3 раза, а увеличение прибыли на 1 т балансовых запасов составляет от 0,22 до 0,55 руб.

§ 5. Рациональная схема развития добычных работ

Применение многорядного короткозамедленного взрывания руд­ ных блоков в зажатой среде и под навалом неубранной горной массы, как было указано выше (гл. I, § 2), позволяет добиться в прикон­ турных зонах минимального перемешивания руд и пород в процессе

взрыва.

Многорядное короткозамедленное взрывание рудных блоков под навалом недоубранной горной массы применяется и на Кальмакырском карьере. Однако ограниченное использование этого способа взрывания на руднике обусловливается недостаточной шириной рабочих площадок. Анализ состояния горных работ на карьере по­ казывает, что фактическая ширина рабочих площадок на большинстве уступов не превышает 40—50 м, а для применения многорядного короткозамедленного взрывания необходимо наличие площадок ши­ риной не менее 60—70 м.

В связи с этим переход Кальмакырского карьера на многорядное взрывание обусловливает необходимость создания рабочих площа­ док необходимой ширины, что может быть осуществлено за счет проведения работ в этом направлении одновременно на всех уступах или поэтапно.

В первом случае разнос уступов должен производиться последо­ вательно, начиная с верхних горизонтов. При этом скорость подви­ вания горизонтов будет неодинаковой: на нижних горизонтах она будет минимальной и практически работы на них будут приостано­ влены, а на верхних — максимальной. Кроме того, с увеличением ширины рабочей площадки коэффициент вскрыши резко возрастает. Следовательно, осуществление первого варианта без снижения объема

430