Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ отработки наклонных рудных залшй средней мощности 7
1.1. Краткая горно-геологическая характеристика железо-рудных месторождений наклонного падения 7
1.2. Анализ опыта отработки рудных залежей наклонного падения 12
1.3. Задачи исследований 23
2. Изыскание путей повышения показателей извлече ния руды при отработке наклонных залшей сред ней мощности 27
2.1. Анализ известных решений снижения потерь и засорения руды при отработке наклонных зале жей средней мощности камерными вариантами систем разработки 27
2.2. Изыскание новых путей повышения показателей извлечения руды при отработке наклонных залежей средней мощности 30
2.3. Выбор и характеристика объекта исследований 37 Выводы 42
3. Исследование камерных систем разработки для наклонных залекей срещней мощности 44
3.1. Краткий обзор существу вдих методов расчета целиков на месторождениях полезных ископаемых 44
3.2. Расчет элементов систем разработки для варианта с жесткими целиками 49
3.3. Расчет элементов систем разработки открытых камер с податливыми целиками 60
3.4. Лабораторные исследования формы податливой потолочины 70
3.5. Экспериментальные исследования системы разработки открытых камер с податливыми целиками . 88
4. Экономическая оценка вариантов камерных систем разработки 131
4.1. Обоснованные методики экономическрй оценки систем разработки 131
4.2. Анализ обогатимости и агломерации Естюнинских руд различного качественного состава 139
4.3. Исследование себестоимости агломерата 142
4.4. Изучение влияния засорения руды пустыми породами на технико-экономические показатели 147
4.5. Исследование рациональных соотношений потерь и засорения руды 149
4.6. Экономическая оценка системы разработки 154
Заключение 158
Список использованных источников 161
Приложения 171
- Анализ опыта отработки рудных залежей наклонного падения
- Изыскание новых путей повышения показателей извлечения руды при отработке наклонных залежей средней мощности
- Расчет элементов систем разработки открытых камер с податливыми целиками
- Анализ обогатимости и агломерации Естюнинских руд различного качественного состава
Введение к работе
В постановлении ГОІ съезда КПСС об основных направлениях экономического и социального развития СССР на I98I-I985 гг. и на период до 1990 года предусматривается в -черной металлургии обеспечить опережающе8 развитие сырьевой базы, в том числе и на Урале, где в настоящее время подземная добыча железной руды уже достигла значения более 12 млн. тонн сырой руды в год. В свете этого важнейшее значение приобретает решение вопроса по дальнейшему повышению эффективности и полноты извлечения полезного ископаемого из недр. Актуальность проблемы повышения эффективности использования недр обусловлена высокими потерями сырья при добыче и переработке» а также постоянным снижением качества добываемых руд не только из-за ухудшения горяогеологических условий но и за счет возросшего засорения их в процессе подземной добычи.
Решение этой проблемы непосредственно связано с решением таких актуальных задач» как совершенствование применяемых систем разработки, увеличение производительности труда на добыче, снижение себестоимости, повышение безопасности работ. Особенно это относится к отработке наклонных залежей средней мощности, характеризующейся более низкими технико-экономическими показателями по сравнению с отработкой мощных рудных тел, в то время, как удельный вес добычи железной руды из таких залежей довольно высок и составляет, например, по Горной Шории и Хакассии 45,8$ /40/, по Уралу - 38,2$ от общего объема добычи железной руды подземным способом по этим регионам» причем по Уралу приведенная цифра в ближайшей перспективе увеличится до 40-45$ за счет доработки мощных рудных тел ряда крупных месторождений, таких как Высоко горское и Яебяжинское, и вовлечения в эксплуатацию наклонных залежей средней мощности на нижних горизонтах Лебяжияского и Северо-Еотюнинского месторождения.
Отработка наклонных залежей средней мощности ведется преимущественно системами разработки открытых камер с этажной и подэтажной отбойкой руда» характеризующимися двухстадийяостью отработки блоков, когда на второй стадии - после обрушения целиков имеет место резкое снижение показателей извлечения руды Известные и применяемые решения снижения уровня потерь и засорения руды не обеспечивают на практике необходимой эффективности» а понижение горных работ» характерное для рудников Урала и других районов страны» и» связанное с ним увеличение горного давления» определяют наметившуюся тенденцию к увеличению удельного веса целиков в общем балансе запасов руды в выемочном блоке» что в свою очередь» ведет к увеличению потерь и засорения руды Всё это определяет актуальность предпринятых исследований» направленных на изыскание новых технологических решений» позволяющих значительно повысить эффективность использования недр при отработке наклонных залежей средней мощности,
В диссертационной работе дан анализ опыта отработки наклонных залежей средней мощности и известных решений снижения потерь и засорения руды» поставлены задачи исследований и намечены пути их решения Проведены аналитические и лабораторные исследования по определению параметров и формы конструктивных элементов камерных вариантов систем разработки» обеспечивающих увеличение показателей извлечения руды» приводятся результаты промышленного внедрения данных исследований на шахте "Еетюнинская" горного управления НІЖ Дана экономическая оценка систем разработки открытых камер с податливыми целиками при выемке ваклонных залежей средней мощности •j
Диссертациоявая работа состоит из четырех глав и содержит 170 страниц машинописного текста, 57 рисунков и 27 таблиц»
Анализ опыта отработки рудных залежей наклонного падения
Практика ведения горных работ свидетельствует, что для отработки наклонных залежей средней мощности могут быть применены системы двух принципиально различных классов: система разработки подэтажного обрушения с торцевым выпуском руды с применением самоходного оборудования или виброкоявейеров и различные варианты систем разработки с открытым очистным пространством Отсутствие надежной самоходной техники и техники непрерывного действия привело к тому, что первая система разработки не вышла за пределы отработки экспериментальных блоков, а основными системами разработки железорудных месторождений в условиях устойчивых руд и вмещающих пород являются системы с открытым очистным пространством /42,43,44,22,46,47,48,49,50/. Наибольшее распространение из этого класса систем получили системы разработки открытых камер с этажной и подэтажяой отбойкой руды, из различных вариантов воторых чаще всего применяется вариант с подэтажяой отбойкой встречными веерами скважин (рис,1.5)» Данный вариант был выработан в результате длительного совершенствования системы подэтажннх штреков (конструктивное упрощение системы, самотечный выпуск со скреперной доставкой, уменьшение количества подэтажей и увеличение их высоты). Применяемая ранее мелкошпуровая подсечка в силу высокой трудоемкости была заменена траншейной подсечкой, велись работы по совершенствованию параметров БЕР, направленные, в основном, на улучшение качества дробления руды за счет увеличения удельного расхода ЕВ на первичную отбойку, использование скважин различного диаметра, различных типов ВВ и новых средств взрывания /9/. В настоящее вре мя все большее внимание уделяется совершенствованию организации буро-взрывных работ, планированию яа научной основе качества дробления руды /II/. Как показывают исследования /10/ существенное влияние на качество дробления руды оказывает напряженное состояние взрываемого рудного массива Учет характера изменения естественного напряженного состояния массива, осуществляемое определенным порядком и направлением отработки блоков, дает значительное улучшение качества дробления руды. Известны и другие решения, направленные на совершенствование отдельных процессов и стадий отработки рудных залежей системами разработки открытых камер /29,33,34/: применение плоского днища с производством подсечки восходящими веерами скважин, буримых из выпускных окон шириной 3 м и длиной 5 м (рис. 1 6); применение безцеликового днища с использованием самоходной техники на выпуске и доставке рудн (рис.1.7). На выпуске руды из блоков всё большее применение находит вибрационная техника, в том числе установки ВД1У-4ТМ, обладающие высокой производительностью, хотя на настоящий момент в силу известных недостатков, эффективность их использования при незначительных запасах руды, приходящихся яа I установку, снижается /32/. Длительное совершенствование систем разработки открытых камер способствовало достижению высоких технико-экономических показателей (табл.1.2). Камерные системы разработки с этажной и подэтажяой отбойкой отличаются простотой технологии, имеют хорошие условия для механизации всех технологических процессов, безопасные условия труда, хорошие условия естествеввого проветривания очистных забоев, высокую интенсивность добычи.
Применение камерных систем разработки на залежах с углом падения менее 50 осложняется тем, что при таком угле наклона первмещение отбитой в камере руды к выпускным отверстиям только под действием сил гравитации сопровождается формированием потерь яа лежачем боку. Отработка таких залежей требует использования дополнительных мер, позволяющих снизить указанные потери: прирезку пород лежачего бока; создание дополнительных горизонтов выпуска; перемещение руды взрывом Первое из указанных мероприятий выполняется при отработке рудных тел с углом падения близким к 50» хотя известны случаи прирезки пород лежачего бока при угле падения залежи до 35 (ІЬроблагодасткоа и Высокогорокое месторождения)» Прирезка пород лежачего бока при камерных системах разработки (рис.1.8)» как правило» осуществляется одновременно с очистной отбойкой, что приводит к дополнительному засорению руды породами. Возможный объем прирезки определяется допустимым засорением руды для конкретных условий разработки и обычно не превышает 20$ общих запасов блока. Отработка залежей с прирезкой пород лежачего бока ведется рассмотренными выше вариантами систем разработки с присущими им достоинствами, но с более высоким засорением (табл. 1.2).
Примером создания дополнительного подэтажа выпуска может служить отработка залежей яа шахте "Валуевская" ГБІ7 и геологического блока 10 шахты "Магнетитовая" ІУ НТМК (рис.1.9). Этот вариант применяется при тех же условиях, что и с прирезкой пород лежачего бока. Объем прирезки пород в этом случав снижается за счет создания дополнительного горизонта выпуска. Рациональная область применения того или иного варианта должна определяться технико-гэкономическим сравнением, однако на практике это делается редко.
Использование для перемещения руды силы взрыва применяется - -при отработке полиметаллических руд /16,17,18,20,21,22,23,24,25/, реже железных /19,2,22/. Принципиальная схема системы разработки показана на рис.1.10. Система разработки о доставкой руды взрывом применяется с углами падения залежей: от 10-18 до 40-45 и мощности рудного тела от 1-2 до 20-30 м. На зарубежных рудниках, таких как медный рудник Еонгломерейт (США.), Сноу Лейк (Канада), рудник Круша Гора (ЧССР), рудники Мадер (ЮАР) и Реяштрем (Швеция) применяется взрыводоставка при отработке тонких и весьма тонких рудных тел /22,23/. Несмотря на то, что системы со взры-водоставкой характеризуются малым объемом проходческих работ и низким засорением (табл.1.2), они не получили широкого распространения на практике в силу присущих им недостатков:- повышенных потерь руды на лежачем боку (10-20$);- высоких требований к качеству буровых работ; - неудобства работы буровой бригады в наклонном восстающем;- необходимости частого восстановления буровых выработок после послойной отбойки запасов;- потерь руды в междукамерных целиках.
Системы открытых камер с подэтажной отбойной широко применяются на рудниках США., Канады, Швеции. Отличительной особенностью камерных систем за рубежом является использование для бурения скважин колонковых и телескопных перфораторов, которые заменили ранее применявшиеся станки алмазного бурения /15/.
Второй отличительной особенностью зарубежной практики является использование скважин уменьшенного диаметра (31-40, реже 75-87 мм) и мощных ВВ. В связи с этим ЛНС не превышает 1,5-2,0 м, что обеспечивает хорошее дробление руды. Широкое применение нашли за рубежом варианты системы разработки с безцеликовым днищем и самоходным оборудованием на выпуске и доставке руды. Такая систе
Изыскание новых путей повышения показателей извлечения руды при отработке наклонных залежей средней мощности
Поскольку выполненный анализ показал, что извеотные решения задачи снижения потерь и засорения руды при отработке наклонных залежей средней мощности системами разработки открытых камер исчерпаны, необходим к проблеме новый подход, базирующийся на направлениях приведенных в табл.2.1, а именно:- на увеличении удельного веса камерных запасов в блоке за счет уменьшения размеров целиков;- на увеличении извлечения руды при выемке блоковых целиков.
Эти решения должны быть достаточно эффективны и в то же время технологичны в исполнении, что явилось бы гарантией их широкого применения.
Первое направление. Применяемые блоковые целики выполняют двойную функцию: являются опорой для висячего бока залежи и препятствуют проникновению в отрабатываемую камеру обрушенных пустых пород.
Размеры целиков, определяющие удельный вес их запасов в блоке, рассчитываются исходя из выполняемых ими функций и действующих на них нагрузок, которые» в свою очередь, зависят от первоначального гравитационно-тектонического напряженного состояния массива горных пород (горного давления). Многие железорудные месторождения, в том числе и месторождения Урала, характеризуются значительным градиентом гравитационно-тектонических напряжений, величина которых с понижением горных работ увеличивается. В этих условиях устойчивые размеры целиков должны быть значительны, о чем свидетельствует практика горных работ. - -Вообще уменьшение размеров целиков возможно за счет создания искусственной их податливости, поскольку практика разработки месторождений полезных ископаемых /4,5/ и экспериментальные работы на моделях из оптически активных и эквивалентных материалов /6/ свидетельствуют о том, что с увеличением податливости поддерживающих целиков, величина нагрузки на них уменьшается. В этом случае и размеры целиков можно уменьшить. Опыт применения податливых поддерживающих целиков известен при отработке горизонтальных и слабонаклоняых месторождений камеряокяолбовнми системами разработки. При этом искусственная податливость целиков создается несколькими способами. Например, разбуриванием скважинами пород почвы непосредственно под целиком /3/. Скважины задаются навстречу друг другу из камер по всей периферии или с двух его взаимно перпендикулярных сторон. В зависимости от необходимой степени осадки пород почвы под целиками эти скважины заполняют песчано-глияистой, цементной, алебастровой, смоляной или пластмассовой забойкой, или же в скважины закладываются стальные, деревянные или пластмассовые стержни меньшего, чем скважины, диаметра , ограничивающие величину деформации стенок скважин. При необходимости обеспечения возможно большей осадки целиков в скважинах могут быть взорваны слабые заряды ВВ (камуфлетное взрывание). Известна также конструкция податливого целика в виде одно-полосного гиперболоида, т.е. формы "песочных часов" /14/» когда податливость целика определяется переменным сечением его. Практикагорных работ не располагает сведениями о применении для отработки наклонных залежей средней мощности систем открытых камер с податливыми целиками .Однако справедливо сделать предположение о возможности применения этих систем разработки с искусственной податли--востыо целиков,с целью уменьшения на этой основе их размеров и удель - -ного веса их запасов в блоке, что, в свою очередь, позволит снизить потери и засорение руды. При этом, податливость междукамер-ного целика и снижение его жесткости может быть осуществлено известным способом - проведением камуфле твого взрывания по контакту его с висячим боком залежи. В этом случае произойдет частичная разгрузка целика от действующих нагрузок. Податливость потолочины известным способом создана быть не может, поскольку потолочина помимо поддержания висячего бока является преградой от проникновения в обрабатываемую камеру находящихся сверху обрушенных пород и, разгруженная от давления висячего бока, должна одновременно выдерживать их давление» Известные же способы создания податливости целиков, кратко проиллюстрированные выше, с одной стороны, трудноисполнимы, так как разбуривание породы под потолочиной скважинами невозможно ни сверху, ни снизу; с другой стороны, - неприемлемы, так как при деформации потолочины в результате податливости возможно разрушение её на всё сечение (например, при форме "песочные часы") и проникновение пустых пород в камеру. Кроме того, как показывает анализ, выполненный В.И.Борщ-Компаяейцем /95/, величина податливости целиков, создаваемой известными способами,сравнительно невелика и обеспечива-вет снятие нагрузки не более чем на 10-15$ от первоначальной.что не позволяет существенно уменьшить размеры целиков.
В то же время практика отработки железорудных месторождений, например Встюяияского, свидетельствует о том, что при наличии крепких и устойчивых пород можно иметь значительные и устойчивые обнажения висячего бока в виде консоли. Так, например, при отработке участка "А" гор +60 м на шахте "Естюяинская" после выемки камер Ш 3,4,5,6 и обрушение всех целиков висячий бок залежи, сложеввый пироксея-плашклазовыми породами, имея вид коясоли - -сохранил свою устойчивость при длине обнажения по простиранию -более 300 м, при высоте - более высоты этажа, а площадь обнажения при этом составила более 20000 м2.
Таким образом, возможна такая конструкция системы разработки, когда висячий бок камеры не поддерживается потолочиной, а имеет форму устойчивой консоли, свободно деформирующейся в сторону выработанного пространства камеры Потолочина не должна препятствовать этой деформации и величина её податливости должна определяться величиной свободной деформации консоли висячего бока (согласно исследований ВД МЧМ СССР /97/ величина свободной деформации висячего бока камеры для Естюнинского местрождения составляет 1,5+2,0 см). В этом случае потолочина будет полностью разгружена от давления со стороны висячего бока. Являясь, при этом, только преградой для обрушенных пород, находящихся сверху, потолочина сможет иметь размеры значительно меньшие, чем если бы она была жесткая и поддерживала бы висячий бок залежи То есть, конструкция потолочины должна, с одной стороны, обеспечивать свободную деформацию висячего бока (иметь абсолютную податливость) , с другой стороны, - сохранять общую целостность для исключения возможности проникновения в отрабатываемую камеру обрушенных пород Как уже было сказано, известные способы создания податливости целиков не обеспечивают выполнения поставленных условий, поскольку рассчитаны на изменение характеристики сжатия целиков, что приводит к нарушению первоначального состояния целиков (целостности) по всему сечению их, требует наличия значительных нагрузок со стороны висячего бока, не позволяет создать достаточную для свободной деформации консоли висячего бока величину податливости.
Расчет элементов систем разработки открытых камер с податливыми целиками
Принципиальным конструктивным отличием предлагаемой системы разработки с податливыми целиками является то, что висячий бок камеры представляет собой устойчивую веразрушеввую ковсоль, свободно деформирующуюся в сторону камеры. Консоль висячего бока поддерживается от обрушения междукамерянш целиками, а потолочина выполняет роль преграды от проникновения пустых пород, заполняющих выше отработанный горизонт, в очистное пространство - камеру (рис.3,6), Исходя из конструктивного оформления системы, расчету подлежат: предельно устойчивое обнажение консоли висячего бока; параметры потолочины, обеспечивающие требуемую податливость и способные предотвратить проникновение пустых пород в камеру; параметры МКЦ, обеспечивающие поддержание консоли висячего бока В настоящее время для наклоннопадающих месторождений допустимые площади обнажений пород висячего бока с помощью аналитических методов не рассчитываются, ИЦЦ МЧМ СССР на основе практических данных и моделирования получены эмпирические зависимости этих параметров /58/. Для определения предельного пролета выработанного пространства по падению рудного тела, имеющего вид усеченной консоли, для условий плоской задачи рекомендуется зависимость:рис.3.7. Выражения (3.15) и (3,16) справедливы для консоли неограниченной длины по простиранию рудного тела, что выподвяется при условии Ln 2Н , т.е. при Ln 400 м, где Ln - длина консоли по простиранию По технологическим условиям длина камеры по простиранию не превышает 100-150 м, при этом степень устойчивости консоли висячего бока повышается в 1,542,0 раза (рис.4, 58), что гарантирует достаточную устойчивость полученных параметров (табл.3.5, рис.3.7).
Потолочина должна одновременво обеспечивать податливость и ве допускать провикновевия пород в камеру. Схема расчета приведена на рис.3.6. Предполагается, что висячий бок дефорлируясь срезает часть потолочины по лияии АС. Одновременно пуотые породы, заполняющие выше расположенное выработанное пространство, стремятся срезать потолочину по линиям АД и ВС.
По формуле (3.7) определяем нормальную нагрузку на потолочину. Напряжения, возникающие по линии среза АС определяются:где гп - мощность рудного тела, м.
При Eco Z -L произойдет срез потолочины по линии АС, висячий бок упруго с деформируется в сторону лежачего бока. Произойдет разгрузка потолочины от действия GH Зйачеяие Z для различных условий шахты "Естюнивская приведены в таблице 3.6.
Прочность руды ва срезе составляет / - 20 МПа, значения, получеввне по формуле (3.17), звачительво выше прочности руды ва / срез, что гарантирует срез потолочины Как уже указывалось, пустые породы, заполняющие выше расположенное выработанное пространство, будут стремиться срезать потолочину по линиям АД и ВС. Давление пород может быть определено как /31/:где о - объемная масса обрушенных пород, т/м3; Н„„ - высота слоя обрушенных пород, м. Вес непосредственно самой потолочины также должен быть учтен. Вес определится:
Математическая реализация выражения (3,21) дает следующие результаты:при пг s ю м ВС « 0,7 м j при m = 20 м ВС = 0,8 м . Следовательно, учитывая, что при наличии БВР массив может быть нарушен на глубину 1+1,5 м, минимальное значение ВС и АД может быть принято 4 5 м. Оформляя стенку потолочины СД вертикально, что наиболее удобно с точки зрения обрушения потолочины, средняя толщина потолочины ( Пп ) может быть найдена:
Значения табл.3»7 при о 50 могут быть меньше, если стенку СД сделать яаклояяой, что яе повлияет на степень устойчивости потолочины (показаны в скобках)»
Результаты расчетов, выполненных в настоящем разделе и полученные параметры подтверждают сделанное выше предположение о - -возможности создания податливости потолочины за счет среза части её по плоскости, проходящей через диагональ трапеции. Эту форму имеет потолочина в поперечном сечении» Как следует из данных, характеризующих физико-механические свойства руды# предел прочности яа срез в 5-6 раз ниже предела прочности яа сжатие, что при условиях возможной деформации целика, в случае выполнения соотношения- / , может служить гарантией среза Условия же возможной деформации обеспечиваются создаваемой нами формой потолочного целика.
Как следует из конструктивных особенностей предложенного решения, междукамеряый целик (МКЦ) является единственной несущей конструкцией консоли висячего бока. Для снижения нагрузки на МКЦ и уменьшения его размеров можно применить камуфлетное взрывание по контакту МКЦ и висячего бока. Поскольку снижение нагрузки на МКЦ составляет при этом не более 10-15$ /95/ Расчет его можетбыть произведен по известной методике С.Г.Борисенко /30/. Дляи залежей с большой длиной по простиранию (-р- 5) расчет ширины целика от давления призма сползания производится по формуле:
Анализ обогатимости и агломерации Естюнинских руд различного качественного состава
Сравнительно невысокое содержание железа в Естюяивских рудах требует обогащения, которое осуществляется яа Высокогорской агломерационно-обогатительяой фабрике по схеме:- дробление рудной массы до 12 мм;;- сухая магнитная сепарация с выделением промпродукта I и хвостов;- перечистка хвостов в сильном магнитном поле с выделением промпродукта П и хвостов;- грохочение хвостов после сепарации в сильном магнитном поле яа сетке 3 мм с выделением отвальных хвостов и промпродук-тов, предварительно измельченных до 65 меш, с последующей перечисткой концентратов и их обезвоживанием.
Поскольку технология обогащения предусматривает тонкое измельчение перерабатываемого материала и значительную часть продукции обогатительных фабрик составляют шлихи магнитной сепарации, дальнейшая подготовка железных руд включает оку скованно мелкого материала на агломерационных лентах. Агломерации подвергается вся обогащенная руда.
Агломерат горного управления является основным сырьем НТМК и составляет 98,8$ от общего веса аглошихты /15/, следовательно- -заводская себестоимость чугуна, как указывалось выше, будет определяться, в основном, качеством и стоимостью агломерата»
Высокогорской фабрикой перерабатываются руды Высокогорского и Естюяияского месторождений. Раздельного учета показателей обогатимости руд различных месторождений нет Поскольку руды Высокогорского и Естюяияского месторождений являются рудами одного типа с идентичными свойствами; можно воспользоваться усредненными данными обогатимости руд различного качественного состава (табл.4.1). Показатели обогащения железных руд методом магнитной сепарации зависят от содержания железа в исходной руде (рудной массе) и структурно-текстурных особенностей руды Представленные, в основном, вкрапленными разновидностями руды Естюяинского месторождения не позволяют, практически, выделить концентрат при первой стадии обогащения - сухой магнитной сепарации - при содержании железа в исходном сырье до 35$. Лишь дальнейшее измельчение промпродукта и обогащение методом мокрой магнитной сепарации позволяет выделить концентрат в виде шлихов со стабильным содержанием железа 59-61$$. Показатели обогащения приведены на рис. 4.1, 4.2, 4.3. Из приведенных графиков видно; что при более высо А ком содержании железа в рудной массе выход концентрата возрастает и повышается общее извлечение железа в концентрат.
Хвосты сухой магнитной сепарации в виде щебня подлежат реализации, что улучшает технико-экономические показатели рудника (рис.4.4). Однако, концентрат является основной составной частью агломерата, куда кроме этого входят различные мвталлосодєржащие добавки в виде колошниковой пыли, эфеля и привозных руд (табл. 4.2). Высокогорской аглообогатительяой фабрикой выпускается агломерат с основностью 1,75 и стабильным содержанием железа, что достигается различным соотношением составляющих компонентов агло У шихты. Что касается расхода концентрата на производство агломерата, то выявить какую-либо закономерность не представляется возможным вследствие значительного количества компонентов и разнообразия их качественного состава. Пользуясь усредненными показателями (табл.4.2) южно установить, что на І т агломерата расходу-ется, в среднем, I т металлошихты, в том числе 0,65 т собственного концентрата»
Для определения себестоимости агломерата необходимо знать соотношения исходных, промежуточных и конечных продуктов обогащения и затраты (материальные, энергетические, трудовые) на их где С - содержание Ре в рудной массе, %\ Д - содержание Ре в промпродукте, #; $ - содержание Ре в хвостах СМС,#; / - содержание Ре в концентрате ,#; 0 - содержание) - выход промпродукта при обогащении рудной массы методом сухой магнитной сепарации; 3 - выход концентрата при обогащении промпродукта методом мокрой магнитной сепарации Себестоимость концентрата с учетом реализации щебня определится:где 3 - затраты яа добычу І т рудной массы, руб; Д - стоимость передела яа ДОФ, руб/т;
В - стоимость передела на МОФ, руб/т;Ц - оптовая цеяа щебня, руб/т;оц- выход товарного щебня.Себестоимость агломерата, произведенного яа основе полученного концентрата, может быть получена суммированием всех затрат, - -что весьма трудоемко и сложно вследствие звачитальвого количества комповеятов аглошихты с различвым качественво-количастввввым составом, наподдающимся прогнозированию, что в свою очередь повлияет ва точность расчета. Проще определить себестоимость основываясь на фактически достигнутой себестоимости агломерата, в которую вводится поправка на себестоимость ковцевтрата, получея-вого из рудной массы той системой, оценка которой производится:оцениваемой системы разработки, руб/т; [ - фактическая затратами яа добычу рудвой массы ( 3 ) и качественным составом её. Графическое изображение зависимости (4.16) приведено ва рис. 4 5. Звачеаие условяо-постояввых величия А}Е», U/}L, К» взяты из калькуляции себестоимости за 1-е полугодие 1980 года. Как следоет из рис.4.5, себестоимость агломерата увеличивается при снижении качества рудной массы, причем увеличение себестоимости тем больше, чем выше затраты яа добычу руды.
Порода в составе рудной массы проходят тот же путь, что и руда до стадии сухой магнитной сепарации. Переработка на ДОФ пустой порода с низким содержанием железа не позволяет выделить промпродукт, но поскольку она добывается и подвергается обогащению вместе с рудой, часть железа из засоряющих пород может перейти в концентрат при условии, что содержание железа в породе больше, чем в хвостах сухой магнитной сепарации (СЛП Ц)« Вели содержание железа в засоряющих породах меньше, чем в хвостах СКЮ, то переходя в хвосты порода забирает с собой часть железа из руда. Экономическая категория функционирования системы засорения руд может быть выражена формулой: Рис.4.6. Ущерб от переработки пустых пород Прибыль от реализации дополнительно полученного агломерата (II.) может быть определена как разность между ценой агломерата и его себестоимостью, отнесенная на I т засоряющих пород, по формуле (4.18)» При условии Спп Ц значение IL будет с минусом, что в выражении (4.20) даст увеличение ущерба, обусловленное переходом металла в хвосты» Значения опп , ок и L определяют-ся по выражениям (4.II), (4.12) и (4.15), причем себестоимость попутно полученного концентрата в выражении (4.15) будет определяться стоимостью передела МОФ. С учетом всех указанных зависимостей уравнение (4.20) будет иметь вид:
Графически уравнение (4.21) изображено на рис.4.6. При состав-леяии графиков рис.4.6 выход промпродукта и концентрата принят соответствующим среднеплановому содержанию железа в рудной массе, поскольку засоряющая порода перерабатывается в составе её вместе с добываемой рудой, что позволяет получить несколько более высокие экономические показатели, чем если бы засоряющие породы извлекались и перерабатывались отдельно (сравнивая рис. 4.5 и 4.6 при dnh = 20$ и Ср„ = 20#.)
