Файл: Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения.pdf

ВУЗ: Не указан

Категория: Не указан

Дисциплина: Не указана

Добавлен: 29.10.2024

Просмотров: 87

Скачиваний: 0

ВНИМАНИЕ! Если данный файл нарушает Ваши авторские права, то обязательно сообщите нам.

Т а б л и ц а 3?

а , % к-м

 

Я эт= 4 0 м

К-.Ц

 

я эт= з о и

 

 

Я ЭТ=2 С М

100 % 110%

120 %

100 %

п о % 120 %

 

100 %

110%

120 %

 

 

 

0 , 4

0 , 1 9 4 0 , 1 9 3

0 , 1 9 6 0 , 4

0 , 2 5 0 0 , 2 5 1

0 , 2 4 0 0 , 4

0 , 2 8 2 0 , 2 8 6

0 , 2 9 6

0 , 6

0 , 1 9 6 0 , 1 9 5 0 , 1 9 6 0 , 6 8 0 , 2 3 3 0 , 2 3 5

0 , 2 3 5 0 , 8 7 0 , 2 7 6 0 , 2 7 9

0 , 2 8 5

2 , 5 0 , 8 6 0 , 1 9 8 0 , 1 9 7

0 , 1 9 8

1, 1

0 , 2 2 7

0 , 2 3

0 , 2 4 0

1 , 8

0 , 2 6 1

0 , 2 6 7

0 , 2 6 5

1 , 8

0 , 1 8 8 0 , 1 9 0

0 , 1 9 2 3 , 2

0 , 2 1 2 0 , 2 1 6

0 , 2 1 7

 

 

 

 

0 , 4

0 , 3 3 4

0 , 3 2 3

0 , 3 2 6 0 , 4

0 , 4 0

0 , 4 0 3 0 , 4 0 6

0 , 4

0 , 5 0

0 , 4 9 5

0 , 5 0

1 . 5 0 , 6

0 , 3 2 6

0 , 3 2 4 0 , 3 2 5 0 , 6 8 0 , 3 8 8 0 , 3 9 0 0 , 3 9 2

0 , 8 7 0 , 4 5 6 0 , 4 7 0

0 , 4 8 4

0 , 8 6

0 , 3 2 6

0 , 3 2 6

0 , 3 2 7

1,1

0 , 3 7 7

0 , 3 8 0

0 , 38S

1 , 8

0 , 4 3 7

0 , 4 3 8

0 , 4 4 2

1 , 8

0 , 3 1 5

0 , 3 1 8

0 , 3 2 1

3 , 2

0 , 3 6

0 , 3 6 4

0 , 3 7 0

 

 

 

 

Примечание, 5Д_|,50 = 7; 8; 9

руб.

 

 

 

 

 

 

 

трата растет. Следовательно, предельная граница выпуска руды здесь не более 100% от запасов блока.

Если при одностадийном варианте с увеличением высоты за­ полнения выпускаемого слоя себестоимость концентратов сни­ жается, то при двухстадийном, наоборот, возрастает, так как на нее влияют отработанные запасы в первой стадии, из компенсацион­ ных камер. В целом же себестоимость продукции при двухста­ дийном варианте ниже, чем при одностадийном.

Предельная граница выпуска руды и убытки от потерь и разубо-

живання могут быть определены следующим образом:

 

1)

как частное от деления суммы убытков от потерь Сп и р

боживания Ур на количество полученного концентрата из 1

т руды

 

Сп =

п Уп

 

ЯУч

П

(42)

 

У р ( 1 — П)

Уч (1 — П)

Ск.ч, руб/кг;

 

 

1 — П

 

 

 

 

1

1

 

(43)

 

 

 

 

 

 

 

 

у = Ур + сп

ПУч ,

Уч — Ур .

 

 

 

 

 

 

 

 

Уч (1 + Я ) — Ур =

Уч ( 1 + Л )

1—п Ск.Ч>

(44)

 

 

 

 

У р ( І - Я )

 

 

 

 

 

 

ь

2) как разность между себестоимостью полученного конц трата (Ск) и чистого (Ск.ч), без учета потерь и разубоживания, или как разность между количеством концентрата из 1 т чистой

руды (уч) и полученного (уР)

У — Ск — Ск.ч = (Сд +

S0) ( --------— ), руб/кг;

(45);

 

 

Ур

Уч

 

У = (Ѵч — Ур) Ск,

Уч

— 1

Ск.ч, руб/кг.

 

 

 

 

Тр

82



При себестоимости

добычи и переработки 7 руб. значения уч

и Ск. ч будут следующими:

 

а. %

 

ск.Ч' руб/кг

2.5

42,6

0,164

1.5

25,8

0,27

1,0

17,25

0,406

0,5

7,66

0,808

3) как сумма убытков от потерь и разубоживания и себестои­ мости конечного продукта (полученного)

(47)

Расчеты по приведенным формулам дают одинаковые резуль­ таты. По ним можно определить также предельную границу вы­ пуска руды из блока.

Из формулы (47) для определения себестоимости концентрата видно, что чем меньше соотношение камерных и целиковых запасов, тем ниже экономическая эффективность системы и наоборот.

Таким образом, предельная граница выпуска руды из блока зависит от активной высоты этажа, соотношения камерных и целиковых запасов блока и, как следствие этого, от высоты запол­ нения этажа, а убытки от потерь и разубоживания растут про­ порционально содержанию металла в руде.

Однако на практике могут быть отклонения. Так, на АлтынТопканском руднике в ряде блоков объем выпущенной горной массы более 120—130%. Это объясняется наличием отбитой, но не выпущенной руды на вышележащем этаже.

Естественно, что данный случай возможен также при наличии балансовых руд в налегающих породах. Аналогичные явления наблюдались на ряде рудников предприятий 1 и 2. В условиях безрудных налегающих пород граница выпуска не превышает

100—115%.

§ 2. Область применения систем этажного и подэтажного принудительного обрушения

Системы с обрушением вмещающих пород позволили обеспе­ чить высокие технико-экономические показатели на предприятиях цветной металлургии. Однако присущие им высокие потери и разубоживание ограничивают область их применения для разра-

’ Здесь вместо Сн.ч может быть принята С'.

6* 83


ботки месторождений с высоким содержанием металла в руДе. На практике ие определена целесообразная область применения как рассматриваемых систем, так и других. Исследования пока­ зали, что решение этого вопроса связано с изменением потерь и разубоживания, себестоимости добычи и переработки, а также государственной цены на металл.

Как отмечено, по сумме себестоимости конечного продукта и стоимости потерь металла можно определить оптимальное содер­ жание металла в руде. Характер изменения этой суммы для пере­ менной высоты заполнения при выпуске руды из обрушенных

целиков

приведен в

табл. 38.

 

 

 

 

 

 

 

 

Т а б л в ц а 38

Лз, м

К. %

Содержание металлов в исходной руде В %

0,5

1,0

1,5

2,5

 

 

40

100

1,64

1,28

1,32

1,71

 

ПО

1,55

1,035

0,947

1,125

 

120

1,50

0,87

0,70

0,871

30

100

1,85

1,48

1,54

2,00

 

ПО

1,78

1,31

1,30

1,56

 

120

1,72

1,18

1,07

1,2

20

100

2,06

1,77

1,8

2,41

 

ПО

2,04

1,58

1,62

1,99

 

120

2,02

1,42

1,45

1,71

Из приведенной таблицы видно, что оптимальное содержание металла в руде изменяется от 1 до 1,5%. Оно колеблется по всему блоку в следующих пределах:

ЗТ’ м

 

К:Ц

 

а, %

20

0 , 4 +

1,8

1 — 1,5

30

0,4;

1,1;

3,2

1—1,5

40

0,4;

0,86; 1,8

1 - 2 ,5

При высоте этажа 40 м и выпуске 110% запасов блока с уве­ личением отношения К : Ц область применения системы расши­ ряется, так как потери и разубоживание руды уменьшаются.

Расчеты показывают, что оптимальное содержание металла в руде изменяется в зависимости от государственной отпускной цены

концентрата, себестоимости добычи и переработки 1

т руды,

потерь

и

разубоживания.

т руды

5 руб.

и

Так, при себестоимости добычи и переработки 1

отпускной цене 1 кг концентрата С' = 0,1; 0,3;

0,5 руб.

опти­

мальное содержание металла в руде равно 1 —1,5%. При цене 0,7; 1 руб./кг применять данную систему экономически нецелесооб­ разно. При себестоимости добычи и переработки 1 т руды 5—9 руб.

84


(С/= 0,3; 0,5 руб./кг) оптимальное содержание металла будет 1—1,5%, а при 3 руб. убытки от потерь и разубоживания возра­ стают и система становится неэкономичной.

Таким образом, с уменьшением потерь и разубоживания и от­ пускной цены конечного продукта область применения системы возрастает и наоборот.

§ 3. Влияние диаметра выпускного отверстия на границу выпуска руды и на оптимальное содержание металла в руде

Важным элементом конструкции днища блока является диа­ метр выпускного отверстия, определяющий потери и разубоживание руды (см. табл. 23).

Анализ основных технико-экономических показателей системы при диаметрах выпускных отверстий 4—6 м (траншейная подго­ товка) и выпуска 100% обрушенных запасов целиков показывает, что с увеличением содержания металла в руде и диаметра вы­ пускного отверстия количество получаемой продукции из 1 т руды возрастает, а себестоимость уменьшается. При этом убытки от потерь и разубоживания значительно ниже, чем при диаметре выпускного отверстия 2 м.

Выше мы указывали, что практически диаметр выпускного отверстия 4 или 6 м осуществить крайне затруднительно. Поэтому уменьшение потерь и разубоживания можно достигнуть лишь при траншейной подготовке днища блока.

Изменение убытков У от потерь и разубоживания для блоков с диаметром выпускного отверстия 4—6 м показывают, что при высоте этажа 30—40 м экономически выгодная граница выпуска руды соответствует объему, равному 100—110% от запасов блока.

Изменение суммы себестоимости концентратов и убытков от потерь и разубоживания при разработке руды с содержанием свинца 2,5% также показывает, что минимальное значение ее зависит от активной высоты этажа и соответствует определенному объему выпуска (табл. 39).

При другом содержании металла в руде характер изменения границы выпуска руды аналогичен.

При диаметрах выпускного отверстия 4 и 6 м оптимальное содержание металла в руде определялось так же, как и выше, и характеризуется графиками рис. 33, а, б.

Из расчетов и графиков видно, что этажное принудительное обрушение с увеличенными диаметрами выпускных отверстий применимо для руд с высоким содержанием металла. Так, при активной высоте этажа 30—40 м, диаметре выпускного отверстия 4—6 м и объеме выпущенной горной массы 100% область при­ менения системы колеблется от 1 до 1,9%, а при выпуске 110% неограниченно.

Следовательно, диаметр выпускного отверстия для системы этажного принудительного и самообрушеі-щя оказывает сущест-

85