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 С_{б .} В якості критерію оптимальності у даній роботі використовується мінімум питомих приведених витрат на 1 т концентрату (кінцевого продукту) В_пр.к. Розрахунки величини В_пр.к виконуються у такій послідовності*:

3.2.1. Визначають орієнтовне значення оптимальної річної потужності рудника за емпіричною формулою

А’_о = 0,1 Б_ср ^0,77, млн т,

де Б_ср = ½(Б_max + Б_min); Б_{max ,} Б_min – відповідно максимальне та мінімальне значення запасів руди в залежності від бортового вмісту металу, млн т.

3.2.2. Визначають річну потужність рудника (шахти) А_і для кожного значення запасів Б_і за емпіричною формулою

А_і = 0,1 Б_і ^0,77, млн т.

3.2.3. Розраховують коефіцієнт вилучення металу в концентрат ε_к, який залежить від типу руди, її якості та прийнятої технології збагачення:

, част. од.

де ε_max – максимально можливе для даної технології збагачення вилучення металу в концентрат, част. од.; k_нм – коефіцієнт, що враховує недовилучення металу в концентрат при зниженні якості руди, част. од.; С_рі – середній вміст металу в руді для і -го варіанта бортового вмісту, %; а_баз – базовий вміст металу в руді, що підлягає збагаченню, % (табл. 2.2); при цьому а_баз ³ С_р.

3.2.4. Визначають цінність металу, що вилучається з однієї тони видобутої руди

грн/т

3.2.5. Питомі капіталовкладення визначають за емпіричною формулою k_п = t_k∙A_i ^{- Θ} , що набуває вигляду:

а) для рудників чорної металургії

k_п = 37,10∙ А_і ^-0,272, грн/т;

б) для рудників кольорової металургії

k_п = 41,69∙ А_і ^-0,314, грн/т;

де t_k, 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 С_д.з – сумарні експлуатаційні витрати на видобуток C’_д, транспорт С_т та збагачення С_з однієї тони руди, грн/т.

С_д.з = C’_д + С_т + С_з, грн/т.

Орієнтовні значення C’_д, С_т і С_о приймають за даними табл. 2.1 і 2.2.

 

3.2.7. Розраховують питомі приведені витрати на 1 т видобутої та збагаченої руди

 

В_прі = С_ді + Е_нk_пі, грн/т,

де Е_н = 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 С_бі.

3.2.9. Оптимальне значення бортового вмісту металу в руді С_б.о відповідає мінімуму питомих приведених витрат на виробництво концентрату В_пр.к. Для його визначення будують графік залежності З_пр.кі від С_б.і (рис. 2.2), за допомогою якого і визначають оптимальний бортовий вміст металу С_б.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 С_р і балансові запаси родовища Б.