Содержание к диссертации
Введение
1. Анализ современного состояния теории и практики подземной разработки рудных месторождений и управления качеством добываемой рудной массы 10
1.1. Общие положения 10
1.2. Обзор теории и практики стабилизации качества (усреднения) добываемой рудной массы 13
13. Краткий обзор теории и практики выбора схем и параметров вскрытия и подготовки рудных месторождений 21
] .4. Краткое обобщение известных методик оценки систем разработки 24
1.5. Краткий обзор работ по оценке раздельной и валовой выемки 29
1.6. Обобщение и анализ работ по сортировке добываемой рудной массы 33
1.7. Основные принципы и методы определения величины извлекаемой ценности добываемой рудной массы 38
1.8. Основные выводы и задачи исследований 44
2. Обоснование критериев экономической оценки и их составляющих 45
2.1 .Общие принципы и критерии оценки технологии добычи руд 45
2.2. Методика определения извлекаемой ценности многокомпонентной и разносортной руды 51
2.3. Определение величины эксплуатационных затрат на добычу и переработку рудной массы 60
2.4. Определение величины ущерба от вредного влияния геологоразведочных и горных работ на окружающую среду 67
2.5. Определение нормативов вскрытых, подготовленных и готовых к ныемке запасов 71
2.6. Определение ущерба от оставления у вскрывающих выработок охранных целиков 77
3. Разработка методик оценки технологических схем добычи и формирования оптимальных рудопотоков 81
3.1. Методика оценки способов вскрытия 81
3.2. Методика оценки схем и способов подготовки этажей 83
3.3. Методика сравнительной оценки систем разработки с учетом разницы в нормативах вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов 91
3.4. Сравнительная оценка систем разработки с учетом стабильности качества добываемой рудной массы 94
3.5. Методика оценки эффективности сортировки руд цветных металлов 99
3.6. Методика оценки эффективности усреднения руд по качеству 103
4. Обоснование эффективной технологии добычи и формирования рудопотоков 107
4.1. Горно-геологические и горно-технические условия Урупского месторождения 107
4.2. Обоснование рациональной схемы вскрытия и порядка разработки Урупского месторождения для рентабельной работы предприятия 117
4.3. Экономическая оценка систем разработки богатых руд 12-го горизонта Урупского рудника 122
4.4. Обоснование целесообразности шихтовки бедных руд 11-го горизонта и вовлекаемых в эксплуатацию дополнительно богатых руд верхней части 12-го горизонта 125
4.5. Обоснование целесообразности шихтовки концентратов 128
4.6. Схема формирования оптимальных рудопотоков 130
Заключение 134
Библиографический список использованной литературы 136
Приложение . 146
- Обзор теории и практики стабилизации качества (усреднения) добываемой рудной массы
- Определение величины эксплуатационных затрат на добычу и переработку рудной массы
- Методика оценки схем и способов подготовки этажей
- Обоснование рациональной схемы вскрытия и порядка разработки Урупского месторождения для рентабельной работы предприятия
Введение к работе
Актуальность работы. Разработка сложных рудных месторождений, особенно разносортных руд, характеризуется высокими затратами на разведку, добычу и переработку, большими потерями и разубоживанием руды, низкой степенью стабильности качества добываемой рудной массы, сравнительно низкой интенсивностью горных работ. Положение усугубляется из-за того, что эксплуатационные и капитальные затраты постоянно растут, а содержание металлов в добываемой из вскрытых и подготовленных запасов рудной массе не обеспечивает рентабельную работу предприятий. К тому же содержание металлов в рудах довольно интенсивно снижается, что влечет за собой увеличение отходов и катастрофический рост отрицательного влияния на окружающую сред\. В связи с этим, в ряде случаев весьма эффективной оказывается разработка месторождений и отдельных их участков с применением различных методов стабилизации качества добываемой рудной массы и повышения содержания в ней металлов.
Оценка целесообразности применения различных методов повышения качества добываемой рудной массы и выбор высокопроизводительной технологии горных работ с формированием оптимальных рудопотоков требуют соответствующего изменения научных основ решения этих задач и учета конкретных условий того или иного месторождения и горнорудного предприятия.
Однако теоретические положения и технология добычи многокомпонентных и разносортных руд разработаны недостаточно, особенно применительно к современным экономическим условиям. Недостаточно учитываются такие факторы, как уровень достоверности геологических данных о запасах, взаимосвязь и взаимозависимость всех процессов, начиная от разведки запасов и кончая обогащением и реализацией продукции. Более глубокое изучение этих вопросов будет способствовать эффективному и более широкому применению технологических схем добычи с формированием оптимальных рудопотоков без су-
щесткенныч дополнительных затрат. Поэтому данная проблема весьма актуальна. Решение даже части ее задач позволит значительно улучшить уровень комплексности использования недр и других природных ресурсов, повысить эффективность затрат, снизить ущерб окружающей среде. Особенно важно решать эти задачи в современных условиях дефицита капитальных средств и других ресурсов.
Целью работы является создание научно-методических положений оптимизации рудопотоков и технологических схем при подземной разработке месторождений многокомпонентных и разносортных руд на основе повышения качества и стабильности добываемой рудной массы.
Основная идеи работы заключается в том, что формирование рудопотоков производится на основе оптимизации всего комплекса работ, начиная от разведки запасов, включая этапы их вскрытия и подготовки, добычи рудной массы, разделения ее по сортам, шихтовки и усреднения каждого сорта по качеству, переработки и получения конечной продукции.
Методы исследований. Обобщение и анализ теории и практики подземной разработки рудных месторождений, построение структурно-логических и функциональных зависимостей между технологическими параметрами и экономическими показателями, экономико-математическое моделирование, методы теории вероятности и статистики для обработки данных, технико-экономические расчеты по сравнению большого числа вариантов технологических решений, а также апробация ряда положений в производственных условиях.
Научные положения, выносимые на защиту:
- обоснование оптимальных рудопотоков при подземной разработке многокомпонентных и разносортных руд должно осуществляться на основе системного анализа при рассмотрении во взаимосвязи и взаимовлиянии всех этапов технологической схемы добычи и переработки, начиная от разведки запасов, включая способы их вскрытия и подготовки, системы разработки, методы очи-
стных работ (с вариантами раздельной и валовой выемки разных сортов руд), различные виды шихтовки, сортировки и усреднения, а также переработку (раздельную или валовую) с учеюм воздействия горных работ на окружающую среду;
оптимизация схем и параметров вскрытия и подготовки должна осуществляться с учетом влияния оставляемой в охранных целиках руды на величину и качество извлекаемых запасов и производственную мощность рудника по конечному продукту, а также возможностей для улучшения условий раздельной выемки руд по сортам, шихтовки и усреднения руд;
выбор схем вскрытия и систем разработки должен осуществляться с учетом разницы в необходимых для их нормального применения вскрытых, подготовленных и готовых к выемке запасов, а также разных возможностей для стабилизации качества добываемой рудной массы;
сравнительную оценку раздельной и валовой выемки, а также способов шихтовки, сортировки и усреднения необходимо осуществлять с учетом возможностей для более полного и комплексного использования недр.
Обоснованность и достоверность научных положений, выводов и рекомендаций подтверждается:
анализом представительного объема статистических данных и технико-экономических показателей рудника и обогатительной фабрики;
большим объемом расчетов на экономико-математических моделях;
применением теории вероятности и математической статистики;
положительными результатами практического использования отдельных технико-экономических и технологических решений.
Научное значение диссертационной работы заключается в том. что разработаны научно-методические основы формирования оптимальных рудопото-ков и выбора всей технологической схемы добычи и переработки многокомпонентных и разносортных руд с учетом возможностей для более полного и ком-
7 плексного использования недр и добываемой рудной массы, а также охраны окружающей среды. В частности.
разработана единая экономико-математическая модель формирования оптимальных рудопотоков, начиная от разведки запасов до реализации конечной продукции;
разработаны методики определения извлекаемой ценности добываемой рудной массы применительно к условиям раздельной по сортам и валовой разработки многокомпонентных и разносортных руд цветных металлов с содержанием в них благородных металлов;
разработан целый ряд частных методик для выбора оптимальных способов и параметров вскрытия и подготовки запасов, систем разработки, раздельной и валовой выемки, способов шихтовки, сортировки и усреднения добываемой рудной массы, а также концентратов.
Практическое значение работы заключается в том, что:
на основе предложенных методик могут быть решены все основные задачи формирования оптимальных рудопотоков при проектировании и эксплуатации рудников, разрабатывающих месторождения многокомпонентных и разносортных руд, что позволит повысить эффективность работы предприятий;
научная основа может быть использована при переоценке запасов полезных ископаемых на действующих предприятиях, выборе схем вскрытия и подготовки, эффективных систем разработки, методов управления качеством продукции горных предприятий с учетом современных требований рынка;
научно обоснованы условия экономичности применения раздельной добычи и переработки разных сортов руд (при определенном соотношении их запасов);
- рекомендуемые схемы вскрытия и подготовки, системы разработки,
способы формирования оптимальных рудопотоков позволяют снизить удель
ные затраты на погашение геологоразведочных работ, на горно
подготовительные работы и общерудничные затраты, повысить интенсивность
8 горно-подготовительных и очистных работ, снизить себестоимость добычи, повысить полноту и комплексность использования недр;
- разработанные методические положения, экономико-математические
модели, рекомендации по выбору технологии и параметров горных работ при
меняются в учебном процессе в виде учебника и учебных пособий, лекций и
дидактических материалов.
Личный вклад автора:
осуществлен критический анализ теории и практики формирования рудопотоков и выбора технологии горных работ в увязке с обогащением при разработке разнокачественных многокомпонентных руд;
применительно к современным экономическим условиям обоснованы критерии экономической оценки и экономико-математическая модель оптимизации рудопотоков по всему комплексу работ, начиная с доразведки запасов и кончая выпуском конечной продукции;
разработаны методики оценки способов и схем вскрытия и подготовки запасов, систем разработки, раздельной и валовой выемки многокомпонентных разносортных руд;
разработана методика определения извлекаемой ценности добываемой рудной массы применительно к условиям добычи и переработки многокомпонентных разносортных руд цветных металлов, содержащих благородные и редкие металлы;
разработаны конкретные практические рекомендации но совершенствованию «скрытия и подготовки, выбору систем разработки и порядка отработки запасов, обоснованию условий применения раздельной и валовой выемки и других способов стабилизации качества добываемой рудной массы.
Реализация работы. Исследования проводились в соответствии с плановой тематикой в рамках комплексной межвузовской программы "Экологически чистое горное производство", а также по двум грантам Минобразования РФ. На основе предложенных методик применительно к условиям разработки медных
и медно-цинковых руд Урупского месторождения решен ряд задач по оптимизации рудопотоков на разных стадиях горных работ, обоснованы условия эффективного применения раздельной добычи, усреднения и переработки этих руд.
На Садонском СЦК внедрены рекомендации по шихтовке цинковых Са-донских концентратов с привозными концентратами ДГМК. Материалы исследований используются также в учебном процессе горных вузов (учебник и учебное пособие), а также при дипломном и курсовом проектировании в Южно-Российском государственном техническом университете (НПИ).
Апробация работы. Основные положения диссертации докладывались и получили одобрение на ряде конференций, в частности, на международном симпозиуме АІЖОМ-97, Москва, МГГУ (1997), на трех международных научно-технических конференциях "Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых", Новочеркасск, НГТУ (1994, 1995, 1997 гг.). на международном симпозиуме по проблеме "Экологически чистое горное производство", Москва, МГГУ (1996 г.), на конференциях Новочеркасского государственного технического университета, Новочеркасск (1995, 1996, 1997, 1998 гг.), а также на техсоветах Урупского ГОКа.
Публикации. Основное содержание работы опубликовано в трех разделах учебника "Проектирование горных предприятий" М., МГГУ, 1995 г., в трех разделах учебного пособия "Оптимизация вскрытия и подготовки при подземной добыче руд"; Новочеркасск, ЮРГТУ, 1.999 г., в разделах двух монографий, а также в 23 статьях.
Объем работы. Диссертация состоит из введения, четырех глав, заключения и списка использованной литературы из 114 наименований, изложена на 161 страницах машинописного текста, включая 9 иллюстраций, 6 таблиц и I приложение.
1. ЛИЛЛЮ СОВРЕМЕННОГО СОСТОЯНИЯ ТЕОРИИ И ПРАКТИКИ
ПОДЗЕМНОЙ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ И
УПРАВЛЕНИЯ КАЧЕСТВОМ ДОБЫВАЕМОЙ РУДНОЙ МАССЫ
1.1. Общие положения
Разработка месторождений полезных ископаемых подземным способом с формированием оптимальных рудопотоков и технологии горных работ является одной из важнейших составных частей проблемы более полного и комплексного освоения и разработки недр. В решении задач этой проблемы большое значение имеют труды академиков РАН М.И. Агошкова, Н.В. Мельникова, К.Н. Трубецкого, профессоров, докторов наук В.Ж. Аренса, А.И. Арсентьева, П.П. Бастана, И.И. Бессонова, Э.И. Богуславского, Н.Н. Волошина, А.С. Воронюка, В.И. Голика, ФГ. Грачева, Н.В. Дронова, Ю.В. Демидова, Ю.Д. Дядькина, ВВ. Ершова, Н.Х. Загирова, Н.Ф. Замесова, А.А. Зейнуллина, Н.В. Калмыкова, Д.Р. Каплунова, А.А. Кавтаськина, И.А, Ковалева, Е.А. Котенко, В.В. Кравцова, В,В. Куликова, А.И. Липового, Н.Я. Лобанова, Г.Г. Ломоносова, Е.И. Панфилова, Г.А. Холод някова, В.И.Хомякова, А.А. Петросова, Г.В. Секисова, В.А. Симакова. В.А. Шестакова, В.Г. Шитарева, В.А. Щелканова, М.А. ЯстреОинского и др.
Анализ научных работ этих и многих других ученых, а также практики подземной эксплуатации месторождений позволяет составить общее представление о многообразии методов и процессов для формирования рудопотоков. с помощью которых можно без больших дополнительных капиталовложений повысить качество и ценность добываемых полезных ископаемых.
Довольно широко при добыче многих полезных ископаемых (руд черных и цветных металлов, горно-химического сырья и др.) применяется шихтовка рудной массы в процессе ее добычи из разных блоков с разным содержанием металлов. Хотя при богатейшей практике шихтовки теория этого процесса разработана еще довольно слабо.
1!
Наиболее широко в литературе освещены научно-методические положения и различные способы усреднения по содержанию металлов уже добытых полезных ископаемых, благодаря чему при обогащении достигается повышение извлечения в концентраты и содержание металлов в концентратах. Обычно усреднение осуществляют на поверхности в рудных складах и в бункерах обогатительных фабрик. В последнее время развивается очень интересное направление научных работ по усреднению и сортировке на рудных складах непосредственно в руднике (в выработанном пространстве, в камерах, в рудоспусках и т.д.). Хотя практика сортировки как с отделением наиболее богатой части Ґ'шіуфной") руды, так и с отделением пустой породы и очень бедной руды применялась испокон века.
Значительно меньше научных работ, посвященных раздельной выемке и переработке руд по сортам и сравнению ее с валовой выемкой. Это направление интересно тем. что формирование рудопотоков осуществляется с самого напала подготовки и очистной выемки, что в комплексе с последующими возможными процессами усреднения и сортировки может обеспечить более высокие показатели качества переработки при обогащении добываемой рудной массы и металлургического передела руд и концентратов.
Имеются также отдельные интересные работы по стабилизации качества добываемой рудной массы путем выбора соответствующих этой цели систем разработки, обоснования направления очистной выемки и т.п.
В большинстве своем известные работы посвящены рудоподготовке на какой-то одной стадии добычи или процессе. Цель всех этих работ одна - обеспечить такое качество добываемой рудной массы, при котором в процессе обогащения и металлургического передела достигаются более высокие показатели по извлечению металлов из рудной массы на этих стадиях. При этом основными критериями качества добываемой рудной массы считаются такие, как более высокое или более стабильное содержание в ней металлов, большая величина
извлекаемой ценности и т.п. по сравнению с вариантами без мероприятий по формированию оптимальных рудопотоков.
В то же время известно, что, например, для шихтовки руды из разных блоков в процессе добычи требуется гораздо большее количество блоков в стадии очистной выемки, чем без шихтовки. При этом снижается интенсивность горных работ, уменьшается производственная мощность рудника и увеличива-юіся удельные эксплуатационные затраты. Поэтому не всегда некоторое улучшение качества добываемой рудной массы, достигаемое благодаря применению шихтовки, может оказаться экономически выгодным с позиции интересов комплекса рудник-фабрика. К тому же на стадии очистной выемки многие возможности для повышения качества (извлекаемой ценности) добываемой рудной массы уже упущены.
Производственная мощность рудника и качество добываемой рудной массы во многом зависит также от уровня достоверности данных о запасах, принятой схемы вскрытия и подготовки, систем разработки и т.д.
Особенностью горной промышленности является то, что качество продукции ее формируется не только в процессе горного и обогатительного производств (добычи и переработки), но в очень большой степени зависит от качества разрабатываемых минерально-сырьевых ресурсов. Поэтому качество добываемой рудной массы и получаемых из нее концентратов начинает формироваться еще на стадии разведочных работ. Совершенно очевидно, что характеризовать качество продукции только способностью ее удовлетворить какие-то условия потребителя недостаточно. В ряде случаев качество продукции окончательно проявляется в процессе ее потребления и зависит от того, как эта продукция будет использована. Важно также то обстоятельство какой ценой (какими затратами) удовлетворяется эта потребность. Поэтому не менее важной характеристикой качества продукции являются необходимые издержки производства и конкретное выражение их на рассматриваемом производстве. Например, если при двух вариантах формирования рудопотоков качество добываемой
рудной массы по ее потребительной стоимости одинаково, но при одном варианте она добывается с затратами меньшими, чем при втором, то видимо качество первой предпочтительнее для производителя.
Таким образом, формирование оптимальных по качеству рудопотоков при подземной разработке рудных месторождений необходимо осуществлять на основе системного подхода по всей технологической цепи, начиная от разведки запасов, включая их вскрытие и подготовку, системы разработки, раздельную по сортам или валовую выемку, различные виды сортировки, шихтовки и усреднения по качеству, обогащение и металлургический передел, а также реализацию конечной продукции с учетом всех затрат на стадиях добычи, переработки и реализации конечной продукции.
Решение любой частной задачи по обоснованию того или иного технического решения по повышению извлекаемой ценности добываемой рудной массы должно осуществляться на основе единой экономико-математической модели, включающей во взаимосвязи все стадии от разведки запасов до реализации конечной продукции.
1.2. Обзор теории и практики стабилизации качества (усреднения)
добываемой рудной массы
Вопросам стабилизации качества добываемой рудной массы посвящено большое число научных работ и разного рода публикаций [7, 8, 17, 18, 29, 36, 38, 45, 49. 50, 82, 83, 103, 113 и др.], поскольку обеспечение постоянного качества добываемой рудной массы является одним из важных условий эффективною извлечения полезных компонентов при обогащении и других видах переработки минерального сырья.
Обычно среднее содержание металла в добываемой рудной массе, на которое ориентируется технология и режим обогащения, определяется из уравне-
n ' n
ri ия баланса a = Q, ai / 2 Qi - гДе Qi - добыча рудной массы с і-го участка
І=1 І і=1
или в і-й промежуток времени, т; ai - содержание металла в рудной массе, добываемой на і-м участке или в і-й промежуток времени, %.
Большинство авторов оценивают степень стабилизации качества добываемой рудной массы перед ее переработкой на основе методов статистического анализа в зависимости от закона распределения случайной дискретной величины, среднеквадрагического отклонения содержания в отдельной дозе от сред-ней величины и математического ожидания случайной величины.
Основным критерием оценки качества усредненной рудной массы считают среднее квадратическое отклонение содержания в отдельных дозах от среднего его содержания, которое определяют по формуле
где ai - значение случайной величины - содержание ценного компонента в і-й пробе; а - среднее арифметическое значение содержания во всех пробах; п -число проб.
Для оценки неоднородности усредняемой рудной массы большинство авторов применяют такие показатели, как коэффициент усреднения и эффективность усреднения.
Коэффициент усреднения (П.П. Бастан называет его "степенью усреднения" [7]) определяют по формуле К - а о /О" j , где аь а2 - среднее квадратическое отклонение содержаний компонента в рудной массе соответственно в поступающей на усреднение и после усреднения. Коэффициент эффективности усреднения (П.ІІ. Бастан называет его "коэффициентом усреднения" [7]) определяется по формуле г} = 1 — Kv = 1 — а 2 /а1.
Следует заметить, что эти формулы более или менее пригодны для условий разработки однокомпонентних руд и могут характеризовать эффективность усреднения (в экономическом понимании) лишь приближенно. Для опре-
J 5 деления экономической эффективности усреднения добываемой рудной массы необходимо установить влияние этою процесса на показатели обогащения (извлечение в концентрат и содержание в концентрате), на величину удельных. капитальных вложений и эксплуатационных затрат и другие технико-экономические показатели. Тем не менее основой для экономической оценки усреднения являются характеристики (по содержанию) рудной массы до усреднения и после.
Стабилизация качества добываемых руд (усреднение руд по качеству) осуществляется с целью обеспечения высоких технико-экономических показателей при их обогащении (извлечение в концентраты и содержание в концентратах) или металлургическом переделе. На действующих горнорудных предприятиях она осуществляется на разных стадиях:
І.) в процессе подготовки запасов и очистной выемки блоков путем шихтовки рудной массы, добываемой из разных блоков;
на рудных складах в подземных условиях и на поверхности рудников;
на рудных складах, в смесителях и в бункерах обогатительных фабрик. Наиболее распространены процессы стабилизации (усреднения) руды по
качеству (далеко не по всем нужным показателям качества, а в основном по содержанию в руде) на рудниках в процессе подготовки и добычи путем шихтовки рудной массы, добываемой из блоков с разным содержанием металлов, а также на обогатительных фабриках в процессе разгрузочно-погрузочных работ, формирования потоков руды из бункеров и при смешивании пульпы в специальных устройствах. Значительно более эффективные и дешевые методы усреднения руды применяются на рудных складах в подземных условиях, а также на поверхности вблизи рудников и обогатительных фабрик.
Анализ фактических данных многих рудников показывает, что способ усреднения руд по качеству в условиях рудника в процессе подготовки и отработки блоков весьма дорогой и недостаточно эффективен [102]. Применение его связано с необходимостью значительного увеличения числа находящихся в экс-
плуаіации блоков, что приводит к разбросанности работ, снижению интенсивности отработки, увеличению запасов вскрытых, а также подготовленных и готовых к выемке запасов, а в результате к увеличению себестоимости добычи, снижению эффективности капиталовложений и ограничению производственной мощности рудника и обогатительной фабрики.
Из-за необходимости усреднения руды при добыче количество блоков на стадии выпуска должно быть в 1,25-2 раза больше, чем это требуется без ших-ювки. Например, на руднике им. XXII партсьезда Зыряновского свинцового комбината усреднение в шахте требовало увеличения количества блоков примерно на 30 % [102]. Но и при этом размах колебаний содержания свинца в добытой рудной массе уменьшался с 40-50 % от среднего до 7-20 % [102].
Особенно малоэффективна шихтовка в подземных условиях шахты на сложных рудных месторождениях. Так. на Кадамжайском сурьмяном руднике требовалось иметь в работе вдвое больше блоков, чем без шихтовки. Тем не менее содержание сурьмы в руде, поступающей на обогатительную фабрику, изменялось в пределах 55-170 % от среднего. На Сумсарском и Канском рудниках, где число блоков было в 1,3-1,5 раза больше чем требовалось без шихтовки, содержание свинца изменялось от 30 % до 300 % от среднего. На Белоусов-ском руднике содержание в рудной массе свинца изменялось в пределах 65-160 %, меди 70-130 V цинка 75-125 % от среднего [104]. Содержание излишних блоков на этих рудниках в зависимости от величины себестоимости добычи требовало дополнительных затрат в пределах от 10 % до 5-6 рублей на 1 т добычи руды. На руднике Урупского ГОКа простои блоков из-за необходимости усреднения руды по содержанию меди составляют основную долю общих простоев, которые достигают 30-35 % всего времени очистной выемки блоков. Тем не менее достаточного усреднения не обеспечивается и содержание меди в руде изменяется в пределах от 60 до 130 % от среднего [104].
Затраты на полностью подготовленные к очистной выемке запасы составляют примерно половину себестоимости добычи, поэтому простои блоков об-
17 ходяїся довольно дорого. Кроме этого ограничивается производительность очистных работ, а следовательно и производственная мощность рудника. По сравнению с этим методом усреднения более прогрессивным направлением в вопросах стабилизации качества добываемой рудной массы является развиваемое в последние годы Г.Г. Ломоносовым, А.А. Зейнулиным [38] и др. интересное направление, основанное на создании рудных складов в подземных камерах, например, применительно к условиям Джезказганских рудников. Особенно важным это направление является в связи с возможностью выполнять на этих складах работы по сортировке и предконцентрации добываемой рудной массы и оставлять часть породы в шахте.
Наиболее широко применяется усреднение на поверхностных прикарьер-ных рудных складах [7,17,18,29,36,82,83,105 и др]. Как альтернатива шихтовке рудной массы из разных блоков в подземных условиях в последнее время на рудниках усіраиваются поверхностные рудные склады [104]. В большинстве случаев применение усреднительных рудных складов обеспечивает довольно существенный экономический эффект.
Согласно выполненным Г.В. Секисовым исследованиям [82] применение усреднительных складов позволяет повысить извлечение металлов при обогащении медно-порфировых руд на 10-15 %, медно-молибденовых на 2-5 о, свинцовых на 5-10 %, редкоземельных на 10-20 %. При этом одновременно повышается качество концентратов. Затраты на выполнение работ, связанных с усреднением, в зависимости от производственной мощности изменяются от 0.04 до 0,48 руб/т, а дополнительные капитальные затраты на организацию работы усреднительных складов составляют 0,1-0,6 руб/т годовой добычи. Срок окупаемости складов на предприятиях цветной металлургии равен 0,1-0,7 года. Например, на Хайдарканском руднике затраты на сооружение склада составили 0.21 руб/т, текущие зазрагы на усреднение руды 0,13 руб/т. а экономия от усреднения достигла 5,86 руб/т. По данным М.Н. Слепцова [87] на одном из рудников при этажно-камерной системе разработки с твердеющей закладкой лик-
видация шихтовки в шахте увеличивает интенсивность отработки блока вдвое, что позволяет снизить прямые затраты по блоку на 0,26 руб/т, а производи-іельность труда по системе разработки увеличивается в 1,2-1,33 раза (с 7,5 до 9-Ю м'хмену). В то же время затраты на поверхностную шихтовку сое ґавили всего лишь 0,1 руб/т.
Капитальные затраты на сооружение рудного склада составляли в среднем по рудникам 0,2 руб/т, а эксплуатационные затраты на работы, связанные с усреднением 0,15 руб/т. Важнейшим вопросом оценки эффективности и оптимизации усреднения является выбор соответствующего критерия оценки. Обычно при оценке эффективности применения усреднения руд учитываю! либо снижение текущих затрат, либо изменение величины прибыли в расчете на 1 і добываемой рудной массы. Эти критерии принимаются для оценки в силу тото, что такие показатели являются отчетными на действующих предпри-я і иях. Обычно эффективность усреднения оценивают за счет улучшения извлечения полезных компонентов в концентраты и их содержания в концентратах с текущими затратами на усреднение и дополнительными капитальными вложениями на строительство усреднительных складов. Так решали задачу П.П. Бас-тан. Ф.Г. Грачев, Г.В. Секисов [7,29,82] и многие другие авторы. Были предложения применять в качестве критерия оценки эффективности усреднения дифференциальную горную ренту в расчете на 1 т руды балансовых запасов. Но такое решение може г быть достаточным лишь в частном случае, когда производственная мощность предприятия остается постоянной и эффективное"!ь усреднения на рудном складе оценивается без увязки с усреднением в рудничных условиях. В более общем случае этого недостаточно, потому что даже при неизменной производственной мощности рудника по горной массе усреднение повышает извлечение металлов и в результате увеличивает производственную мощность предприятия по конечному продукту. А это значит, что при этом повышается эффективность капиталовложений (основных фондов и оборотных средств рудника и обогатительной фабрики). Если же учесть возможность уве-
19 личения производственной мощности рудника, то этот фактор может стать еще более весомым. К тому же, известно, что удельные капиталовложения из года в год растут. Растет и значение этого фактора. Поэтому многие авторы [83,104,105] в качестве критерия принимали приведенные затраты на производство единицы конечной продукции с учетом количества ее производства на данном предприятии и всех имеющихся фондов, включая дополнительные средства на создание и работу усреднительных складов.
Эффект от применения усреднительного склада на поверхности и сокращения работ по шихтовке в подземных условиях по приведенным затратам с учетом разницы вариантов по величине извлекаемой ценности добываемой рудной массы определяли по формуле [105]
^ - С +V
С„+Е, у
A6(l + q)
где Ф - величина капиталовложений или имеющиеся на предприятии производственные фонды при базовом варианте, руб; q - доля увеличения добычи и переработки рудной массы в случае отказа от внутришахтной шихтовки руд и переноса ее на поверхностный рудный склад; ДКУ - дополнительные затраты на создание усреднительного склада, руб; Ен - нормативный коэффициент эффективности капиталовложений, Ен = 0,10; Цд и Цдб - извлекаемая ценность добытой рудной массы при варианте с усреднением и без него, руб/т; Сд и Сдб - затраты на добычу и обогащение рудной массы при варианте с усреднением на рудном складе и без него, руб/т.
Извлекаемая ценность добываемой рудной массы при производстве одного концентрата определится по формулам
Цд6=о,оіі;с1(і-р1)е1ці;
і=1
Цд =0,0110,(1-^)8^,
i=l
20 где Q - содержание і-го полезного компонента в руде балансовых запасов, %; Pi - разубоживание руды по і-му полезному компоненту, доли ед.; є ^ и ;-;, - извлечение і-го полезного компонента при переработке рудной массы в случае применения усреднения на усреднительном складе и без него, доли ед.; Ц}1 и Ці - отпускная цена і-го металла (металла в концентратах) в случае применения усреднения и без него, руб/т; п - количество полезных компонентов в руде балансовых запасов.
Затраты на добычу и переработку рудной массы с учетом затрат на усреднение в шахте при добыче и на усреднительных складах можно определить но формулам
Сдб = j-f^lA +А2 +А3) + А4 +АС,
Сд =Ї^П(Аі +Аа +Аз) + А4 +Ас + Ару где Аь Аг, Аз - затраты на погашение геологоразведочных работ, амортизацию основных средств, на подготовительно-нарезные работы, на отбойку, закладку и крепление, руб/т руды балансовых запасов; At - затраты на усреднение руды на усреднительном складе, руб/т; Ару - то же в условиях рудника (в основном за счет подготовки и поддержания излишнего количества блоков), руб/т; Ai - затраты на выпуск, погрузку и доставку, подъем и переработку при базовом варианте, руб/т рудной массы: П - потери руды, доли ед.
В случае отказа от усреднения в рудничных условиях может увеличиться производственная мощность рудника и тогда затраты на добычу и переработку рудной массы должны определяться с учетом изменения производственной мощности и соответствующего изменения общерудничных и других условно-постоянных затрат.
Затраты на добычу и переработку в случае увеличения производственной мощности рудника и фабрики по рудной массе от Аб до А-Аб (І+q) уменьшатся на величину равную
1- А*
де =ФС,
21 Ч
= срС
1 + q
A6(l + q)
где ер - коэффициент, учитывающий величину условно-постоянных затрат в себестоимости, доли ед.; q - доля увеличения производственной мощности рудника по рудной массе.
С учетом роста производственной мощности рудника затраты на добычу и переработку при наличии рудного склада будут равны (руб'т)
1 _ фС1
С = С
V 1 + q,
Для условий подземных рудников и шахт коэффициент ф изменяется в зависимости от производственной мощности шахты в пределах от 0,4 при большой производственной мощности до 0.8 при малой производственной мощности рудника и составляет в среднем около 0.6.
1.3. Краткий обзор теории и практики выбора схем и параметров вскрытия и подготовки рудных месторождений
Вскрытие месторождений является одним из самых важных этапов промышленного освоения запасов полезных ископаемых. Затраты на вскрытие и подготовку запасов на многих рудниках составляют до 50 % и больше от общей стоимости производственных фондов рудника, а амортизация их составляет довольно значительную часть в себестоимости добычи. Поэтому не огучайно этому важному вопросу были посвящены довольно многочисленные работы крупных ученых.
Одной из первых капитальных работ по обобщению опыта вскрытия РУдеіьгх месторождений является учебник Н.И. Трушкова. Огромный вклад в теорию выбора и оптимизации схем и параметров вскрытия и подготовки в свое время внесли выдающиеся ученые-горняки М.И. Агошков, С.Г. Борисенко, А.С. Бурчаков, А.С, Воронюк. НИ. Городецкий. В.Р. Именитов, Р.П. Каплунов,
22 ИЛ. Кузнецов. Г.М. Малахов, В.Н. Семевский, НЛ. Стариков, и многие другие. Ими были созданы вполне приемлемые для того времени научные основы решения всех задач вскрытия и подготовки запасов рудных месторождений. Все действующие и в настоящее время горные предприятия были построены на основе рекомендаций этих ученых. Первое научное решение задачи определения оптимальной высоты этажа аналитическим методом предложил М.И. Лютиков [2]. В дальнейшем под его руководством были выполнены исследования по комплексному вскрытию рудных месторождений. В большинстве ранних работ по вскрытию и подготовке запасов сравнение вариантов осуществляется на основе определения минимума капитальных и эксплуатационных затрат. В работах Р.П. Каплунова и других впервые при сравнении способов вскрытия было предложено учитывать возврат средств за счет руды попутной добычи, а также дополнительно ущерб от оставления у вскрывающих выработок охранных целиков. Этот ущерб определялся по прибыли, теряемой из-за оставления целика. При этом прибыль определялась но разнице между ценностью руды целика и затратами на добычу при варианте без оставления целика. В.Р. Имеиитов [41] вместо суммы капитальных и эксплуатационных затрат в качестве основного критерия для сравнения способов вскрытия предложил принимать приведенные затраты, а в качестве дополнительных критериев - возврат средств от попутной добычи рудной массы при проходке выработок и ущерб от оставления целиков. В принципе это ю же, что предлагал Р.П. Каплунов. В работе [104] сравнение вариантов предлагалось осуществлять по тем же критериям, но при учете возможного изменения производственной мощности рудника и ущерба окружающей среде.
Большой интерес представляют крупные обобщающие опыт вскрытия и подготовки рудных месторождений работы К.А. Старикова (вскрытие на больших глубинах), АС. Воронюка [20] (вскрытие месторождений комплексными методами), А.Н. Инфантьева [43], В А. Титова [93] (вскрытие рудных месторождений Кривбасса). В большинстве этих работ анализируется огромный опыт
23 и совсем немного уделяется внимания теоретическим положениям выбора оптимальных схем и параметров вскрытия и подготовки. В качестве критерия оценки вариантов эта авторы принимали приведенные затраты на 1 т руды по статьям, отличающимся для сравниваемых вариантов вскрытия. Например, А.С. Воронюк [20] при этом для всех вариантов вскрытия принимает одинаковую производственную мощность рудника. Работами ИГТКОН АН СССР, в том числе работами А.С. Воронюка, установлены области применения наклонных съездов для выдачи руды на поверхность автосамосвалами (до глубины 250-300 м) и наклонных транспортных съездов.
Весьма оригинальна работа ВВ. Ржевского и А.С. Бурчакова [79], в которой рассматриваются вопросы вскрытия, подготовки и отработки месторождения блоками при сравнительно небольших размерах блоков (участков месторождения). Оценку вариантов в этой работе предложено осуществлять на основе критерия приведенных затрат.
Для решения всех задач оценки схем и параметров вскрытия и подготовки, так же как и других задач разработки месторождений в современных экономических условиях необходимо применять методики, основанные на более полном критерии - суммарной дисконтированной прибыли в период расчетного срока сравнения вариантов за вычетом капитальных затрат на строительство предприятия и подготовку запасов с учетом банковских процентов за кредиты.
Важно иметь в виду также то, что в зависимости от принимаемых схем и параметров вскрытия будут изменяться сроки строительства рудника (и оплата за кредиты), время получения прибыли, полнота использования недр и другие факторы. При разных схемах вскрытия и разных технологиях добычи можно обеспечить разную производственную мощность рудника и для того, чтобы начать выдавать полезное ископаемое и получать прибыль, надо потратить разное время на выполнение горно-капитальных и подготовительных работ, на освоение нового оборудования и т.п.
1.4. Краткое обобщение известных методик оценки систем разработки
'їехнико - экономическая оценка систем разработки является наиболее важным этапом выбора варианта формирования оптимального рудопотока и технологии горных работ. Еще в работах академика М.И. Агошкова, профессоров П.И. Городецкого. К.М. Чарквиани, Ш.Н. Мамедова, Р.П. Каплунова, В.Р. Имснитова, В.А. Шестакова и многих других ученых были сформулированы основные принципы экономической оценки систем разработки, которые заключаются в следующем. После отбора технически пригодных систем разработки и исключения из дальнейшего сравнения явно экономически невыгодных вариантов обычно для дальнейшего детального анализа остается несколько систем разработки. Как правило, таких систем оказывается немного, в пределах 2-4. Обычно бывает так, что если одни из них позволяют добывать рудную массу дешево и с высокой производительностью, то эта рудная масса оказывается пониженного качества (разубоженная) и в большом количестве допускаются потери руды. Другие же системы, наоборот, позволяют более полно извлекать запасы недр и повысить качество добываемой рудной массы, но требуют повышенных затрат труда и средств.
Поэтому окончательное сравнение технически пригодных систем обычно осуществляют на основе детальных технико - экономических расчетов. При выполнении расчетов большое значение имеет выбор правильной, наиболее полно отвечающей условиям методики оценки. Прежде всего критерия эффективности.
В большинстве работ, посвященных сравнительной оценке систем разра-бо і ки. а также в действующих инструкциях и типовых методических указаниях, в частности в "Типовых методических указаниях по учету, экономической опенке и нормированию потерь твердых полезных ископаемых" было рекомен-
25 довано применять в качестве критерия оценки прибыль в расчете на 1 т балансовых запасов полезною ископаемого.
Оценке систем разработки, установлению экономических последствий потерь полезных ископаемых, сравнению вариантов технических решений и тлт в расчете на 1 т руды погашаемых балансовых запасов в настоящее время посвящено подавляющее большинство работ [2. 12, 31. 34. 69, 77, 89; 91. 96, 102. 1061.
В общем виде критерий экономической оценки систем разработки обычно выражался (ру&'т) формулами:
а) прибыли (чистой прибыли)
Пр=~~(Ц.-сд);
б) дифференциальной горной ренты (дохода)
где П и Р - потери и разубоживание руды, доли единицы; Цд - извлекаемая ценность 1 т добытого полезного ископаемого (рудной массы) по отпускным ценам продуктов, руб/т; Цда - то же, по замыкающим затратам на производство продуктов (на худших предприятиях по отрасли), руб/т; Сд - эксплуатационные или приведенные затраты на производство конечной продукции в расчете на 1 г добываемой рудной массы, руб/т.
Однако, даже в условиях плановой экономики эти критерии были пригодны не для всех возможных случаев.
В принципе расчет на 1 т руды балансовых запасов, как объективно существующей категории, одинаковой при всех, сравниваемых системах и способах разработки, является вполне достаточным и обоснованно пригодным для большого числа случаев из практики горных работ. Поэтому не случайно критерии прибыли в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов рекомендовались для применения многими авторами и официальными инструкциями.
26 Ксли сравниваемые варианты разработки обеспечивают примерно одинаковое количество погашаемых в единицу времени балансовых запасов, т.е. примерно одинаковую степень влияния совокупности таких факторов, как интенсивность отработки, производственная мощность рудника, потери и разубо-живание руды, то сравнение систем разработки в расчете на 1 т руды балансовых запасов вполне правомерно. Однако, как случай одинакового качества добываемой рудной массы, когда правомерен критерий прибыли в расчете на 1 т рудной массы, так и случай одинакового количества ежегодно погашаемых балансовых запасов при сравниваемых системах разработки, когда правомерен критерий прибыли в расчете на 1 т руды балансовых запасов, являются не всеобъемлющими, а лишь частными. Наоборот, если принять во внимание полное влияние всех действующих факторов, то можно прийти к выводу, что равенства ежегодно погашаемых балансовых запасов при разном уровне потерь и разубо-живания руды, разной интенсивности горных работ, различных сроках отра-бочки, неременной величине извлекаемых запасов месторождения и изменении других факторов практически трудно обеспечить. Если не учитывать изменения :лих важных факторов, то можно недооценить значение и чрезвычайную важность таких прогрессивных направлений совершенствования технологии разработки, как концентрация горных работ и повышение интенсивности отработки, особенно в условиях месторождений ценных и очень ценных руд.
Сравнение систем разработки на основе критерия дифференциальной горной ренты в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов также правомерно лишь при равенстве ежегодно погашаемых запасов и количества производимой продукции. В большинстве случаев этого равенства не обеспечивается, особенно при различных системах разработки, при которых равенство погашаемых балансовых запасов еще не характеризует равенства количества производимой продукции, которое может отличаться в силу различия показателей потерь и разубоживания руды. В зависимости от применяемой системы разработки обычно изменяется не только качество добываемой рудной массы и ко-
личесгво производимой предприятием конечной продукции, но и величина извлекаемых запасов месторождения. Однако, в большинстве известных методик зги три важнейших фактора практически не учитываются.
Главным недостатком методик оценки систем разработки в расчете на 1 т извлекаемых запасов как по прибыли, так и по дифференциальной ренте, является несоответствие этих критериев критерию оценки эффективности хозяйственной деятельности горнорудных предприятий. Принципы оценки деятельности горнодобывающих предприятий обычно построены в расчете на 1 т добываемой рудной массы, 1 т товарной руды, концентрата или металла, или в расчете на величину рудной массы, добываемой за определенный период времени (год. месяц). В расчете на 1 т рудной массы или конечной продукции составляется калькуляция себестоимости добычи. Предлагавшийся ранее многими авто-рами критерий оценки в расчете на 1 т рудной массы Пр = Цд - Сд руб/т, больше отвечает этой задаче сопоставления полученных расчетом показателей систем разработки и фактических показателей рудника, но не учитывает влияния потерь и непригоден для сравнения систем из-за несравнимости результатов расчета при разном содержании полезных компонентов в добываемой рудной массе и разном количестве добываемой рудной массы. Гораздо более просто и показательно вести расчет не по условному содержанию в балансовой руде, а по конкретному содержанию в добытой рудной массе или в товарной руде при каком-то варианте разработки, но с учетом разницы в производственной мощности рудника по рудной массе, как предлагают некоторые авторы.
Важными составляющими методик оценки систем разработки являются показатели извлекаемой ценности добываемой рудной массы, затрат на добычу и переработку, а также потерь и разубоживания руды (показателей извлечения из недр и изменения качества) и др., которые определяются по формулам, соответствующим тем или иным горнотехническим условиям или той или иной горнодобывающей отрасли.
Затраты на добычу и переработку в ряде работ [102-106] определяются по формуле (руб/т)
1_р m
С = Г~тт~(А' +А2 +Аз)+А4 + S7jA5j,
где Аь А2 и А3 - затраты на разведку, амортизацию и горноподготовительные работы, руб/т руды балансовых запасов; А4 - затраты на добычу и обогащение 1 т рудной массы, руб; Vj - выход j-ro концентрата, т/г; A5j - затраты на переработку 1 г j-ro концентрата на металлургическом заводе, руб/т; m - количество концентратов.
Непременным условием сравнительной оценки систем разработки применительно к условиям всех рудников, является обеспечение условий сравнимости их гехнико - экономических показателей, т.е. при каждой системе разработки должны быть предварительно найдены оптимальные лля рассматриваемых горно-геологических условий показатели. Например, показатели потерь и разу-боживаиия руды должны соответствовать их оптимальному уровню при каждом из сравниваемых вариантов. В частности, при системе этажного и подэ-іажного обрушения оптимальное соотношение между потерями и разубожива-пием может быть установлено на основе изучения зависимостей их изменения по мере выпуска рудной массы из блока. Затем показатели, соответствующие выпуску руды на различных стадиях (например, в объеме 90 %, 100 %, 110 %, 1 15 % по отношению к запасам блока), подставляются в основной критерий экономической оценки систем разработки. Оптимальным уровнем потерь и ра-зубоживания руды будет такой, при котором та или иная система разработки обеспечивает максимальную эффективность отработки балансовых запасов.
Анализируя опыт применения различных критериев и методик оценки систем разработки можно отметить, что, несмотря на большое число работ в этой области, известные методики применительно к современным экономическим условиям имеют серьезные недостатки. Они не учитывают целого ряда факюров. Во-первых, они не учитывают возможную разницу в производствен-
29 ной мощности рудника, во-вторых, разницу в капиталовложениях. Недостаточно точно определяется извлекаемая ценность добываемой рудной массы.
Если при сравниваемых системах разработки различаются затраты на вскрытие месторождения и соответственно затраты на транспорт и подъем руды, то эта разница должна быть учтена при определении себестоимости и удельных капиталовложений для каждой из сравниваемых систем разработки. Если системы разработки обеспечивают разный уровень сохранности земель, или каких-то других природных ресурсов, то необходимо учесть ущерб от потерь земель и нарушения продуктивности других природных ресурсов.
Важным этапом расчетов по сравнению систем разработки должно быть также определение срока строительства рудника и освоение его проектной мощности при базовом варианте и других сравниваемых с ним вариантах, что также недостаточно учитывается в известных методиках оценки систем разработки.
1.5. Краткий обзор работ по оценке раздельной и валовой выемки
Среди работ, посвященных сравнительной оценке валовой и посортной выемки, обращает на себя внимание довольно детальная работа [86], в которой подробно рассматриваются как теоретические вопросы, так и конкретные расчеты. На основе подробного анализа теории и практики авторы предлагают в качестве критерия эффективности того или иного варианта выемки по сути дела удельную величину дифференциальной горной ренты в расчете на 1 г руды балансовых запасов. Со сложнейшими расчетами входящих в формулы величин, в частности замыкающих затрат. Методика представляет научный интерес, хотя в настоящее время такая категория, как замыкающие затраты не применяется. Не совсем корректно авторы определяют коэффициент выхода рудной массы при разработке 1 т руды балансовых запасов, как 1 - П - Р: где ПиР-
потери и разубоживание руды, доли ед., исходя из предположения, что разубо-живается вся тонна балансовых запасов. Хотя фактически разубоживается лишь
извлекаемая часть этой тонны и тогда выход определяется общепринятой фор-1-П
MvnOH — -— .
1-р
В работах [102-106] довольно подробно рассматриваются многочисленные примеры оценки различных вариантов перехода от валовой к раздельной кыемке и. наоборот, от раздельной к валовой. В качестве критериев оценки применялись как разница в величинах извлекаемой ценности, так и удельная прибыль в расчете на 1 т руды балансовых запасов, приведенные затраты в расчете на 1 т рудной массы и 1 т руды балансовых запасов: а также сумма дисконтированной прибыли за расчетный период времени за вычетом разницы в капитальных затратах.
Представляют интерес методики оценки целесообразности раздельной выемки и обогащения сульфидных и окисленных сурьмяных руд, свинцово-цинковых и медно-цинковых руд. сульфидных и окисленных свинцовых руд и т.п. И, наоборот, целесообразности перехода от раздельной на валовую выемку богатых и бедных ртутных, свинцово-цинковых, железных, медных, сурьмяных, олово-вольфрамовых и других руд. Однако в этих методиках недостаточно разработаны методы определения извлекаемой ценности добываемой рудной массы, содержащей благородные и редкие металлы. Наибольший интерес представляет разработка наиболее полного комплексного критерия суммы дисконтированной прибыли за расчетный период времени за вычетом разницы в капитальных затратах с учетом возможного изменения производственной мощно-с ги рудника [40, 112].
Первая сравнительная оценка эффективности раздельной добычи и переработки медно-цинковых и медных руд Урупского месторождения была дана СО. Версиловым [21], который пришел к выводу о ее целесообразности. Для сравнения он использовал разницу в извлекаемой ценности добываемой рудной
31 массы при раздельной выемке, имея в виду, что производство цинковых концентратов можег быть налажено только из богатых медно-цинковых руд. Однако сравнение недостаючно корректно. Производство цинковых концентратов требует дополнительных капиталовложений. К тому же оно может быть налажено и при валовой выемке. Не учитывает автор и возможное снижение производственной мощности рудника при наличии одного подъемного ствола. Хотя вполне обосновано им доказано, что в зависимости от соотношения добычи разных сортов рудной массы производственная мощность рудника может в той или иной мере снизиться по сравнению с валовой выемкой.
Авторами работы [86] сделан вывод о том, что при посортной выемке сложных рудных месторождений могут практически везде применяться те же системы разработки, что и при валовой выемке и что особенность применения раздельного способа выемки руд по сортам состоит только в разделении грузопотоков, а также в очередности отработки рудных тел. Этот вывод вполне соответствует практике применения для посортной выемки систем камерно-столбовых и камерных, а также слоевых и камерных систем с їакладкой і например, опыт Норильских рудников, Миргалимсая, Тасеевский рудник, Тишинский рудник, многие урановые рудники и т.д.). Отдельные авторы полага-Kvi. чго и при других системах разработки (с магазинированием руды, этажного и под этажного обрушения и т.п.) также можно обеспечить посортную выемку руд. Например, к такому выводу пришел А.Т. Рыков на основе опыта разработки Риддер-Сокольного месторождения, хотя для этого работа рудников существенно усложняется. Опыт Салаирского рудника также подтверждает возможность разделения сульфидных и окисленных свинцово-цинковых руд при системе под этажного обрушения [103].
В ряде случаев оказывается целесообразной разновременная раздельная выемка руд но сортам. В.РІ. Зверьков [37] приводит несколько возможных вариантов разновременной раздельной выемки и предлагает свои методики оценки этих, вариантов на основе определения максимума приведенной прибыли,
коэффициента эффективности капиталовложений и коэффициента извлечения из недр промышленной ценности.
Недостаток всех известных методов оценки раздельной выемки руд по сортам заключается в том, что они не учитывают1 особенности и требования современного состояния экономики страны.
Обзор теории и практики стабилизации качества (усреднения) добываемой рудной массы
Вопросам стабилизации качества добываемой рудной массы посвящено большое число научных работ и разного рода публикаций [7, 8, 17, 18, 29, 36, 38, 45, 49. 50, 82, 83, 103, 113 и др.], поскольку обеспечение постоянного качества добываемой рудной массы является одним из важных условий эффективною извлечения полезных компонентов при обогащении и других видах переработки минерального сырья.
Обычно среднее содержание металла в добываемой рудной массе, на которое ориентируется технология и режим обогащения, определяется из уравне деления экономической эффективности усреднения добываемой рудной массы необходимо установить влияние этою процесса на показатели обогащения (извлечение в концентрат и содержание в концентрате), на величину удельных. капитальных вложений и эксплуатационных затрат и другие технико-экономические показатели. Тем не менее основой для экономической оценки усреднения являются характеристики (по содержанию) рудной массы до усреднения и после.
Стабилизация качества добываемых руд (усреднение руд по качеству) осуществляется с целью обеспечения высоких технико-экономических показателей при их обогащении (извлечение в концентраты и содержание в концентратах) или металлургическом переделе. На действующих горнорудных предприятиях она осуществляется на разных стадиях:І.) в процессе подготовки запасов и очистной выемки блоков путем шихтовки рудной массы, добываемой из разных блоков;2) на рудных складах в подземных условиях и на поверхности рудников;3) на рудных складах, в смесителях и в бункерах обогатительных фабрик. Наиболее распространены процессы стабилизации (усреднения) руды покачеству (далеко не по всем нужным показателям качества, а в основном по содержанию в руде) на рудниках в процессе подготовки и добычи путем шихтовки рудной массы, добываемой из блоков с разным содержанием металлов, а также на обогатительных фабриках в процессе разгрузочно-погрузочных работ, формирования потоков руды из бункеров и при смешивании пульпы в специальных устройствах. Значительно более эффективные и дешевые методы усреднения руды применяются на рудных складах в подземных условиях, а также на поверхности вблизи рудников и обогатительных фабрик.
Анализ фактических данных многих рудников показывает, что способ усреднения руд по качеству в условиях рудника в процессе подготовки и отработки блоков весьма дорогой и недостаточно эффективен [102]. Применение его связано с необходимостью значительного увеличения числа находящихся в экс плуаіации блоков, что приводит к разбросанности работ, снижению интенсивности отработки, увеличению запасов вскрытых, а также подготовленных и готовых к выемке запасов, а в результате к увеличению себестоимости добычи, снижению эффективности капиталовложений и ограничению производственной мощности рудника и обогатительной фабрики.
Из-за необходимости усреднения руды при добыче количество блоков на стадии выпуска должно быть в 1,25-2 раза больше, чем это требуется без ших-ювки. Например, на руднике им. XXII партсьезда Зыряновского свинцового комбината усреднение в шахте требовало увеличения количества блоков примерно на 30 % [102]. Но и при этом размах колебаний содержания свинца в добытой рудной массе уменьшался с 40-50 % от среднего до 7-20 % [102].
Особенно малоэффективна шихтовка в подземных условиях шахты на сложных рудных месторождениях. Так. на Кадамжайском сурьмяном руднике требовалось иметь в работе вдвое больше блоков, чем без шихтовки. Тем не менее содержание сурьмы в руде, поступающей на обогатительную фабрику, изменялось в пределах 55-170 % от среднего. На Сумсарском и Канском рудниках, где число блоков было в 1,3-1,5 раза больше чем требовалось без шихтовки, содержание свинца изменялось от 30 % до 300 % от среднего. На Белоусов-ском руднике содержание в рудной массе свинца изменялось в пределах 65-160 %, меди 70-130 V цинка 75-125 % от среднего [104]. Содержание излишних блоков на этих рудниках в зависимости от величины себестоимости добычи требовало дополнительных затрат в пределах от 10 % до 5-6 рублей на 1 т добычи руды. На руднике Урупского ГОКа простои блоков из-за необходимости усреднения руды по содержанию меди составляют ОСНОВНУЮ долю общих простоев, которые достигают 30-35 % всего времени очистной выемки блоков. Тем не менее достаточного усреднения не обеспечивается и содержание меди в руде изменяется в пределах от 60 до 130 % от среднего [104].
Затраты на полностью подготовленные к очистной выемке запасы составляют примерно половину себестоимости добычи, поэтому простои блоков об ходяїся довольно дорого. Кроме этого ограничивается производительность очистных работ, а следовательно и производственная мощность рудника. По сравнению с этим методом усреднения более прогрессивным направлением в вопросах стабилизации качества добываемой рудной массы является развиваемое в последние годы Г.Г. Ломоносовым, А.А. Зейнулиным [38] и др. интересное направление, основанное на создании рудных складов в подземных камерах, например, применительно к условиям Джезказганских рудников. Особенно важным это направление является в связи с возможностью выполнять на этих складах работы по сортировке и предконцентрации добываемой рудной массы и оставлять часть породы в шахте.
Наиболее широко применяется усреднение на поверхностных прикарьер-ных рудных складах [7,17,18,29,36,82,83,105 и др]. Как альтернатива шихтовке рудной массы из разных блоков в подземных условиях в последнее время на рудниках усіраиваются поверхностные рудные склады [104]. В большинстве случаев применение усреднительных рудных складов обеспечивает довольно существенный экономический эффект.
Согласно выполненным Г.В. Секисовым исследованиям [82] применение усреднительных складов позволяет повысить извлечение металлов при обогащении медно-порфировых руд на 10-15 %, медно-молибденовых на 2-5 о, свинцовых на 5-10 %, редкоземельных на 10-20 %. При этом одновременно повышается качество концентратов. Затраты на выполнение работ, связанных с усреднением, в зависимости от производственной мощности изменяются от 0.04 до 0,48 руб/т, а дополнительные капитальные затраты на организацию работы усреднительных складов составляют 0,1-0,6 руб/т годовой добычи. Срок окупаемости складов на предприятиях цветной металлургии равен 0,1-0,7 года. Например, на Хайдарканском руднике затраты на сооружение склада составили 0.21 руб/т, текущие зазрагы на усреднение руды 0,13 руб/т. а экономия от усреднения достигла 5,86 руб/т. По данным М.Н. Слепцова [87] на одном из рудников при этажно-камерной системе разработки с твердеющей закладкой лик
Определение величины эксплуатационных затрат на добычу и переработку рудной массы
В связи с многообразием вариантов вскрытия, подготовки и систем разработки, разнообразием минерального сырья и технологических схем его добычи и переработки, способов, применяемых для подготовки добываемой рудной массы к переработке, а также в зависимости от уровня иерархии решения задач необходимый для сравнительной оценки вариантов показатель величины эксплуатационных затрат на добычу и переработку должен определяться по формулам, полностью отражающим суть технологической схемы и количество процессов. Эти формулы должны учитывать все основные характерные для конкретною оцениваемого варианта показатели. Прежде всего такие стоимостные показатели, как затраты на компенсацию геологоразведочных рабої, на амортизацию основных средств, погашение горно-подготовительных работ и выполнение всех последующих процессов добычи, рудоподготовки, транспортирования и переработки рудной массы. Обязательно должны учитываться основные технологические показатели добычи и переработки, такие как потери и разубожикание, стабильность качества добываемой рудной массы, величина оставляемых в охранных целиках запасов, достоверность данных о запасах: извлечение металлов при обогащении и содержание их в концентратах, выход шнцентратов при обогащении 1 т добываемой рудной массы, выход металлов при металлургическом переделе концентратов и т.п.
Для сравнения вариантов, отличающихся по производственной мощности рудника, зтот фактор должен быть обязательно учтен в формулах для определения эксплуатационных затрат. Кроме її ого формулы для определения затрат должны соответствовать уровню иерархии решения задач - с позиции интересов рудника, горно-обогатительного предприятия, горно-металлургического комбината, отрасли в целом или с позиции межотраслевых интересов. При решении задач с межотраслевых позиций необходимо учитывать расходы, связанные с рекультивацией нарушенных горными работами и работами по переработке минерального сырья, а также ущерб окружаюїдей среде. Если конечной продукцией горного предприятия является добываемая и реализуемая рудная масса, го ее извлекаемая ценность будет равна ее отпускной цене, а затраты при базовом варианте и сравниваемым с ним вариантом буду г равны (руб/т)\де 1% и Р6, II и Р - потери и разубоживаяие руды при базовом и другом вариантах, доли ед.; A&b А$ь Аез и Аь Аъ А - затраты на погашение геологоразведочных работ, на амортизацию, горно-подготовительные работы при базовом и другом вариантах, руб/т руды балансовых запасов; Аз4 и А4 - затраты па очистную выемку и последующие процессы добычи и реализации при базовом и другом вариантах в расчете на 1 т добываемой рудной массы, руб/т. Если в процессе добычи или после нее осуществляется рудоподготовка (сортировка, предконцентрация или усреднение добываемой рудной массы по качеству), то эк) .должно быть учтено в формулах для определения чатрат по формулам(руоїі)рудоподготовку при базовом и другом вариантах, руб/т рудной массы.
Поскольку в настоящее время подавляющая часть добываемой рудной массы во всех горнодобывающих отраслях требует обогащения, то в большинстве случаев при определении извлекаемой ценности добываемой рудной массы и затрат должен быть учтен процесс обогащения. В этом случае при определении извлекаемой ценности добываемой рудной массы должны быть использованы отпускные цены па концентраты и промпродукты (в железорудной промышленности) или на металлы в концентратах (в цветной металлургии). Затраты в этом случае определятся по формулам (руб/т)где уб1 и уб2 - выход рудной массы после сортировки или предконценграции при базовом и другом вариантах; A 6 и А - затраты на обогащение добытой и отсортированной рудной массы при базовом и другом вариантах, руб т.
На некоторых рудниках, например, разрабатывающих ртутные месторождения, добытая рудная масса без рудогюдготовки и обогащения идет сразу на металлургический передел и тогда затраты должны определяться по формулам (руб/т)где Ае? иЛ?- затраты на металлургический передел рудной массы при базовом и другом вариантах, руб/т.
На горно-металлургических предприятиях, где имеются рудники, обогатительные фабрики и металлургические заводы и где конечной (товарной) продукцией являются металлы, которые реализуются но их отпускной цене, эксплуатационные затраты (без рудопод готовки) определяются по формулам (руб/т)где Уб2 и уз - выход концентратов при обогащении 1 т добытой рудной массы мри базовом и другом вариантах, тт; Л57 и A s - затраты на металлургический передел концентратов в расчете на 1 т добываемой рудной массы при базовом и другом вариантах, т/т.Ьсли в процессе добычи осуществляется сортировка, предкоыценграция или иные способы рудопод готовки (например, рентген-радиометрическим способом, гравитационным, обогащением в тяжелых суспензиях и т.п.), то эксплуатационные затраты определяются по формулам (рубт)где 7б2 и уі - выход рудной массы в результате отделения от нее породы и наиболее бедной части в процессе рудоподготовки при базовом и другом вариантах- г т; У01У2 и уі у2 - выход концентратов при рудо пол готовке и обогащении и-, 1 г добываемой рудной массы при базовом и другом вариантах, т/т; Асг и А?- затраты на металлургический передел концентратов, получаемых из 1 г добываемой рудной массы при базовом и другом вариантах, руб ї концентратов.
Все чти формулы пригодны только в том случае, если сравниваемые варианты вскрытия и подготовки (или варианты их параметров) обеспечивают одинаковую производственную мощность рудника. При сравнении вариантов с разной производственной мощностью рудника необходимо учитывать возможную разницу в условно-постоянных затратах.
Доля условно-постоянных затрат в себестоимости подземной добычи изменяется в пределах от 0.4 до ОД в среднем составляя 0,6. Чем крупнее предприятие, тем меньше эта доля.
Обычно в зависимости от производственной мощности рудника текущие затраты на добычу рудной массы (руб/т) на основе статистической обработкиданных определяют формулой вида (руб/т) С =&-\—дде а - коэффициент,характеризующий условно-пропорциональные за фаты в себестоимости добычи; В - коэффициент, характеризующий сумму годовых условно-постоянных затрат; Л- годовая производственная мощность рудника, ттод.
Аналогично текущие затраты па переработку руды (руб/г) на обогати тельной фабрике определяют формулой С0 - ао Н—-.
Однако в этих формулах учитывается только различие в производственной мощности рудника и на учитываются существенные различия по всем ос-I ильным факторам и показателям. Поэтому эти формулы могут применяться лишь для весьма приближенных расчетов и только при наличии достаточного количества достоверных статистических данных для определения входящих в формулы коэффициентов.
Методика оценки схем и способов подготовки этажей
При оценке вариантов подготовки горизонтов к эксплуатации должны быть учтены те же факторы, что н при оценке вариантов вскрытия. При каком-то базовом варианте подготовки нового горизонта сумма дисконтированной і ірибьіли за нычегом капитальных: затрат определится (в руб) по формулегде Прбй - сумма годовой прибыли и расходов при базовом варианте в 1-й год, руб/год; Тб - время жизненного цикла при базовом варианте, леї; іпб - затраты времени на подготовку запасов горизонта, лег; К - капиталовложения для выполнения работ по подготовке запасов горизонта (группы этажей) в t-й год. руб: ЦДЙІ и Сдб! - извлекаемая ценность добываемой рудной массы и затраты на ее добычу и переработку при базовом варианте в t-й год, руб/т: А - производственная мощность рудника при базовом варианте в t-й год, т/год; Е - коэффициент, учитывающий плату за использование кредитов в t-й год проектирования и строительства (банковский %). доли ед.і Кш - коэффициент подтверждения запасов и производственной мощности рудника. Входящая в эту формулу извлекаемая ценность также определяется с учетом коэффициента подтверждения содержания металлов в руде.
Величина удельной прибыли мри базовом варианте вскрытия и подготовки определится (в руб/т) по формулеФормула удельной прибыли для любого другого варианта вскрытия иподготовки будет иметь вид (руб/т)
Обозначения в этой формуле те же, только для нового карианта.Разница в прямых затратах двух сравниваемых вариантов подготовки определится по формуле (руб/т)
где Э\ - разница в затратах на проведение и крепление выработок при полевой и рудной схемах подготовки, руб/т; Э2 - разница в затратах на вентиляцию рудника, установку и ремонт перемычек и т.п. работы, руб/т; Зі - разница в затратах на транспорт руды, руб/т; Э4 - разница в затратах на поддержание выработок, руб/т.
Разница в затратах на проведение подготовительных выработок в руб/т определится из выражениягде Lp7 LJJ, L3 - длина приходящихся на один блок рудных штреков, полевых штреков и заездов; п - число заездов, приходящихся на один блок; Q6p, Q&i - добыча рудной массы из блока при рудной и полевой подготовке, (1 — ATI)Q6n = Q6p, Vp, Vn, V3 - сечение рудного штрека, полевого штрекаи заезда, м2; е[Т, ср, с3 - затраты на проходку 1 м3 полевого штрека, рудного ш грека и заезда, руб/м3; ДП - разница в потерях при рудной и полевой подготовке, доли ед.
Разница в затратах на вентиляцию, в частности, на установку и ремонт нентиляционных перемычек, на электроэнергию, проходку дополнительных вентиляционных выработок и т.д., определится по формулеЭгде Пр и пп - количество перемычек по руднику при рудной и полевой подготовке, руб dp и dn - затраты на возведение и ремонт одной перемычки при рудной и полевой подготовке, руб; V3p и Vm - количество электроэнергии, расходуемой на вентиляцию рудника при рудной и полевой подготовке, квт-ч; Ц, -цена 1 квт-ч электроэнергии, руб; VE и св - дополнительные объемы проходки вентиляционных выработок при рудной подготовке (мч) и затраты на проходку 1 ч таких выработок (руб); А - годовая производственная мощность рудника при базовом варианте, т/год.
Разница в затратах на транспорт руды определится (в руб ) по формулегде с-гр и с-ш - затраты на погрузку и транспортирование 1 т рудной массыпри рудной и полевой подготовке, руб/т-км; — LD и — Ln - средняя длинатранспортирования рудной массы (в км) при рудной и полевой подготовке. Разница в затратах на поддержание выработок определится по формулегде Спр и Стш - затраты на поддержание 1 п.м. выработок при рудной и полевой подготовке, руб/п.м.; qv - доля горно-іюдгоіовиїельньїх работ к общем объеме добычи горной массы.
Эффект от увеличения производственной мощности рудника и снижения разубоживания руды можно определить на основе следующих положений. Прежде всего надо установить величину извлекаемых запасов.
С учетом возможного изменения ікмерь и разубоживания руды подготовленные к эксплуатации за год извлекаемые запасы рудной массы при базовой схеме подготовки запасов горизонта (блоков) (базовый вариант) и при увеличенной скорости подготовки (новый вариант) определяются по формулам;а) при базовом варианте (т/год)б) при новом варианте (і/год)а соотношение извлекаемой рудной массы и.ч подготовленных запасов
В этих формулах: Q& и Q - величина изклекаемык запасов рудной массы при базовом и новом вариантах подготовки запасов блоков (этажа), т; t@ и t -время подготовки запасов горизонтов (блоков) при базовом и новом вариантах, доли ед.; Не иРб- потери и разубоживание руды при базовом варианте, доли ед.; П и Р - потери и разубоживание руды при новом варианте, доли ед.; у - объемная масса руды, т/мэ; М - горизонтальная мощность рудной залежи, м; a -угол падения рудной залежи, град; ц? - коэффициент, показывающий во сколько ра:і увеличиваются извлекаемые запасы рудной массы при увеличении скорости подготовки запасов этажа; р - длина рудной залежи по простиранию (ширина блока), м.
Пели при базовом варианте подготовки запасов для нормальной работы рудника необходимо иметь в подготовке Nn6 блоков, а в очистной выемке No5 блоков и это число блоков обеспечит производственную мощность рудника,
Обоснование рациональной схемы вскрытия и порядка разработки Урупского месторождения для рентабельной работы предприятия
Анализ технико-экономических показателей Урупского рудника, обогатительной фабрики и ГОКа в целом показывает, что в настоящее время при той же производственной мощности рудника, технологии добычи и переработки и тех же вскрытых и подготовленных запасах (11-го горизонта) обеспечить рентабельную или даже безубыточную работу комбината практически цевозмоисно.
Извлекаемая ценность добываемой рудной массы будет равна затратам только при увеличенной производственной мощносіи рудника, которая может быть определена из уравненияоткуда
В этих формулах: Ац и А - производственная мощность рудника при базовом и новом (увеличенная мощность) вариантах, т/год; tp - доля условно-постоянных затрат в общих затратах на добычу и переработку, доли ед. Если Цдб = 113,63 руб/ т. Сд = 139,1 руб/т, Аб = 300 тыс. т/год, Ф г-" 0,3, то необходимая для безубыточной работы рудника и фабрики производственная мощность бу Если доля условно-постоянных затрат будет равна ф = 0.5. то производственная мощность для безубыточной работы может быть уменьшена до
В сложившихся условиях ни 770 тыс. т/год, ни 473,3 тыс. т/год обеспечить невозможно. Во-первых из-за отсутствия вскрытых и подготовленных запасов, а во-вторых из-за ограниченности подъема рудника.
Вместе с тем запасов руды с достаточно богатым содержанием металлов на Урупском месторождении вполне достаточно для эффективной работы комбината в течение нескольких десятилетий. Единственный путь сохранения Урупского рудника - это вовлечение в эксплуатацию верхней части богатых запасов 12-го горизонта до окончания работ по вскрытию и подготовке этого горизонта. Для этого необходимо с действующего 11-го эксплуатационного горизонта вскрыть и подготовить часть запасов ниже этого горизонта. При этом мо-пт быть использованы как уклоны, так и спиральные съезды. Для уточнения геологоразведочных данных целесообразно эти вскрывающие и подготовительные выработки проходить по руде. Поскольку эти выработки временные (до окончании рабої по вскрытию и подготовке 12-го горизонта). Величина дополнительно вовлекаемых в эксплуатацию запасов 12-го горизонта должна быть достаточной для нормальной работы рудника до окончания проведения выработок по вскрытию и подготовке основных запасов 12-го горизонта. Основными условиями для обоснования целесообразности вовлечения части запасов 12-го горизонта в жеігіуагацию должны быть два: обеспечение более эффективной работы предприятия, а, значит, и более рационального использования недр, и применение такой технологии разработки этой части запасов, которая обеспечивает нормальную разработку остальных запасов этого горизонта.
Прежде всего должны быть решены вопросы о системах разработки и объемах добычи из верхней части запасов 12-го горизонта. Горногеологические условия этих запасов позволяют применять системы разработки с обрушением (частично на мощных участках), камерно-столбовые (при мощности до 5-6 м) и с закладкой (на наиболее богатых участках). Поскольку руды 12-го горизонта и особенно верхней его части достаточно богатые, то на большей части участков целесообразно применять системы разработки камерно столбовые с закладкой (в частности с закладкой в последующие периоды, когдабудут вскрыты основные запасы горизонта). При такой работе разубоживаииеруды в среднем не превышает 8-Ю %.
Количество богатой руды, которое необходимо добывать в верхней части 12-го горизонта для безубыточной работы рудника будет зависеть от того, насколько комплексно будут использоваться добываемые руды: при производстве одного медного или медного и цинкового концентратов.
При варианте добычи на руднике А = 300 тыс. т/год и производстве одного медного концентрата объем добычи дополнительно вскрытых богатых руд 12-го горизонта может быть определен следующими двумя способами.
Исходя из необходимости получения меди в добытой рудной массе 500 т/мес. можно определить долю добычи богатых руд из 12-го горизонта на основе равенствагде а и а - содержание меди в рудной массе, добываемой соответственно с .11-го и с 12-го горизонтов, %; ці - доля добычи рудной массы с 12-го горизонта, доли ед.; АрМ и Ам - производственная мощность рудника по рудной массе и по меди в ней, т/мес.
Если а - 1,7 %, а =2,71 %, Арм = 25000 т/мес и Ам = 500 т/мес, то согласно вышеприведенному уравнению доля добычи с 12-го горизонта будет равната должна быть равна 0.297 25000 = 7425 т/мес. или 89100 т/год. Для этого на 12-м горизонте необходимо иметь в работе 2 блока. Добыча с 11-го горизонта должна быть уменьшена соответственно до 17575 т/мес. или 210900 т/год.
При этом варианте извлекаемая ценность добываемой рудной массы (руб/т) при совместной разработке и обогащении бедных и богатых руд с производством только медного концентрата определится по формуле где См и С м - содержание меди в балансовых запасах разрабатываемых участков 11-го и верхней части 12-го горизонтов, %; С& и С бі - содержание і-го благородного металла в балансовых запасах разрабатываемых участков 11-го и верхней части 12-го горизонтов, г/т; См(1-Р) - ам и CJ i-P) = а м - содержание меди в добытой рудной массе соответственно из участков 11-го горизонта и верхней части 12-го горизонта, %; Р и Р - разубоживание руды участков 11-го горизонта и верхней части 12-го горизонта, доли ед.; ъоы и Цш - извлечение меди при обогащении рудной массы со средневзвешенным содержанием, добываемой из участков 11-го и верхней части 12-го горизонтов, и отпускная цена меди в концентрате, доли ед. и руб/т; Цм = Ц д. Кп, где Цад - отпускная цена меди в концентрате, долл./т; Кп - коэффициент пересчета долларов в рубли; s06i и ЦІ -извлечение і-го благородного или редкого металла при обогащении рудной массы со средневзвешенным содержанием и отпускная цена і-го металла в концентрате, доли ед. и руб/т; Ц, = Ц& . Кц. где Цбі - отпускная цена і-го благородного металла в медном концентрате, долл./г; щ - число благородных и редких металлов, извлекаемых в медный концентраг и оплачиваемых погреби іелем.
Похожие диссертации на Технико-экономическое обоснование оптимальных рудопотоков и технологии подземной добычи многокомпонентных и разносортных руд
