Новый подход для оценки эффективности работы горно-обогатительных комбинатов
И.Т. Мельников, к.т.н., доцент, ФГБОУ ВПО «Магнитогорский государственный технический университет им. Г.И. Носова» (МГТУ им. Г.И. Носова);
С.Е. Гавришев, д.т.н., профессор, директор Института горного дела и транспорта, ФГБОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова»;
А.Г. Михайлов, к.т.н., ст. научн. сотрудник, Институт горного дела Севера им. Н.В. Черского Сибирского отделения РАН (Якутский филиал);
И.А. Пыталев, к.т.н., ст. преподаватель, ФГБОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова»;
Н.С. Шевцов, аспирант, К.П. Васильев, аспирант, ФГБОУ ВПО «МГТУ им. Г.И. Носова»
Развитие мировой экономики сопровождается ростом потребления всех видов минерального сырья. В предстоящие полвека потребление железной руды возрастает в 1,4–1,6 раза, первичных алюминия, меди и цинка в 1,5–2,0 раза, никеля в 2,6–2,8 раза, других видов минерального сырья в 2,2–3,5 раза, а объёмы горных работ возрастут более чем в 5 раз [1].
В то же время состояние минерально-сырьевой базы (МСБ) России с 2000 г. свидетельствует о глубоком кризисе её освоения, обусловленном:
- значительным уменьшением доли России в добыче полезных ископаемых в период перехода к рыночной экономике, что особенно показательно на фоне роста мировой добычи;
- резким падением внутреннего потребления сырья при росте его экспорта;
- приватизацией привлекательных по параметрам месторождений, рудников и ГОКов, которые были переданы недропользователям бесплатно или по символической цене;
- нежеланием собственников финансировать геологоразведочные работы и, как следствие, сокращением на 30–70% разведанных и подготовленных к разработке запасов по большинству видов минерально-сырьевых ресурсов, что снизило обеспеченность сырьём многих предприятий до критического уровня на 5–10 лет [1];
- резким снижением добычи редких металлов (производство ниобия, лития, стронция, скандия практически прекращено из-за отсутствия умных потребителей), масштаб добычи, производства и потребления которых является точным индикатором научно-технического развития страны [2].
Прогнозируемый рост объёмов горнодобычных работ сопровождается ухудшением горно-геологических условий разработки месторождений полезных ископаемых для чёрной и цветной металлургии, угольной промышленности и производства минеральных удобрений: увеличиваются глубина горных работ и затраты на проведение и поддержание горных выработок, транспортирование, водоотлив, вовлечение в эксплуатацию удалённых на север и восток России месторождений в районы с неразвитой инфраструктурой, снижение содержания полезных компонентов в сырой руде. Обеспечение возрастающих объемов и поддержание качества продукции, удовлетворяющих потребителей, требуют значительных инвестиций в добычу и переработку бедных, забалансовых и упорных руд, сопровождающихся увеличением объёмов отходов. Это прослеживается на примере 40летней эксплуатации крупнейших железорудных ГОКов России, Украины и Казахстана (табл. 1).
В железорудной промышленности России путь от «сырой» к «товарной руде» представляет собой несколько стадий рудоподготовки: селективная выемка руды, дробление, грохочение, измельчение, классификация, дешламация, сухая и мокрая магнитная сепарация, обезвоживание, получение и обжиг железорудных окатышей [3]. В промышленности цветных металлов применяются способы обогащения: флотационный, гравитационный, обогащение в тяжёлых средах, кучное выщелачивание, гидрометаллургия. В угольной промышленности широко применяются процессы гидравлического удаления глинистых и песчаных пород, обогащение в тяжёлой среде.
Общей особенностью указанных технологий добычи и переработки добываемого сырья является выход значительных объёмов отходов, т.е. безальтернативная необходимость получения значительных объёмов попутных продуктов производства (ППП), которые включают в себя: твёрдые отходы – породы вскрыши, некондиционные руды, хвосты обогащения и жидкие отходы – вода осушения карьеров, шахт и оборотные воды от обогащения минерального сырья.
Оценка эффективности открытых горных работ производится по величине коэффициента вскрыши [4], который определяется из соотношения:
(1)
где Gв и Gр – соответственно масса (т) или объём (м3) вскрышных пород и руд.
При разработке полиметаллических и бедных железосодержащих руд содержание полезных компонентов, трудность их обогащения оказывают большое влияние на ценность конечного продукта, эффективность горного производства и могут оцениваться коэффициентом горной массы [5]
(2)
где М – масса полезного компонента (металла) в сырой руде, т; α – доля железа в сырой руде или %.
Для оценки комплексного использования минерального сырья предложен ещё один критерий – коэффициент количества отходов [6–7]
(3)
(4)
где: γк, γхв – выход концентрата и хвостов из 1 т руды, % или доли единиц; β и θ – содержание железа в концентрате и хвостах обогащения, % или доли единиц.
Таким образом, имеются несколько показателей, с различных сторон характеризующих эффективность работы горнодобывающих предприятий. При равенстве прочих условий каждый из этих показателей может сыграть роль доминирующего критерия, но ни один из них не является обобщающим с точки зрения всесторонности, универсальности и сопоставимости.
Предлагаемые критерии (1–4) характеризуют работу карьеров как структурных единиц ГОКов, не отражая проблем обогащения добываемого сырья и не позволяя более полно выполнять оценку работы всего горно-обогатительного комплекса.
Для оценки эффективности работы горно-обогатительного предприятия и выявления наиболее затратных с точки зрения экономики и проблемных со стороны экологии процессов предлагается использовать комплексный критерий – коэффициент попутных продуктов производстваKппп. Этот критерий является размерным (т/т) и представляет сумму отдельных коэффициентов: коэффициента вскрыши Kв (т/т), коэффициента выхода хвостов обогащения γхв (т/т), коэффициента водообильности KH2O (т/т) и коэффициента водопотребления на обогащение qт (т/т) на 1 тонну сырой руды:
(5)
Проблема осушения породных массивов остро проявляется при эксплуатации месторождений полезных ископаемых как открытым, так и подземным способами. Обводнённость горного массива может стать причиной прорывов подземных вод в горные выработки, снижения устойчивости бортов карьеров, образования оползней и обвалов. Кроме того, повышенная влажность влечёт снижение качества руды, удорожание её добычи и обогащения.
Усреднённые показатели обводнённости в различных горнодобывающих районах представлены в табл. 2 [8]. В частности, в карьерах Лебединского и Стойленского ГОКов, Соколовско-Сарбайского ГПО притоки подземных вод достигают соответственно 6100, 5200, 1600–3000 м3/ч.
При складировании отходов обогащения на ГОКах чёрной металлургии России эксплуатируются свыше 35 крупных хвостохранилищ, в которые уже уложено более 2,5 млрд м3 хвостов без учёта объёмов накопленной оборотной воды [9].
Капитальные затраты на строительство современного крупного хвостохранилища составляют 5–35% сметной стоимости ГОКА, а эксплуатационные затраты достигают 30% в себестоимости 1 т концентрата. В связи с увеличением высоты хвостохранилищ и дальности транспортирования пульпы затраты на складирование 1 т хвостов соизмеримы с затратами на добычу 1 т железной руды [10–11].
Вода, используемая при обогащении сырой руды, представляет собой потребляемый продукт обогатительного производства, который вместе с твёрдыми отходами обогащения гидротранспортом удаляется в хвостохранилище. Учёт оборотной воды в качестве попутных продуктов производства, многократно циркулирующей между ОФ и хвостохранилищем, даёт более полное представление о работе не только карьеров, но и всего ГОКа. Коэффициенты выхода хвостов и водопотребления на обогащение руды представляют интегрирующие показатели, характеризующие вещественный состав, структуру и текстуру полезного ископаемого, определяют трудность переработки, эффективность обогатительного процесса и в конечном итоге работу ГОКа в целом.
Невысокое содержание железа в сырой руде большинства ГОКов предопределяет необходимость обогащения руды по технологиям, связанным с большим потреблением воды. Значения коэффициентов водопотребления технологической оборотной воды на 1 т руды и концентрата по ГОКам России представлены в табл. 3 [12–15].
Количество попутных продуктов производства и энергозатраты на их добычу, транспортирование и хранение ложатся на себестоимость готовой продукции – товарную руду или полученный концентрат. Содержание железа в сырой руде (α) на различных предприятиях может изменяться в широких пределах от 15,67% до 40,80% – соответственно для Качканарского и Михайловского ГОКов (табл.1). Поэтому при расчёте экономики ГОКов целесообразно использовать удельный коэффициент попутных продуктов производства, относимых на 1 т концентрата:
(6)
Этот коэффициент характеризует суммарную массу твердых и жидких отходов, образующихся на горно-обогатительном производстве и приходящихся на каждую тонну товарной продукции.
При гидротранспортировании хвостов пользуются понятием весовой консистенции пульпы R = Ж:T, то есть расход воды на 1 т перекачиваемых хвостов. Приведение всех слагаемых комплексного критерия Kппп к единому знаменателю (на 1 т концентрата) даёт соотношение:
(7)
где γт – удельный вес хвостов или плотность минеральной части скелета, т/м3.
Величина коэффициента попутных продуктов производства на 1 т концентрата позволяет оценивать не только количество твёрдых и жидких отходов ГОКов, но и качество, обогатимость железных руд и количественно-качественные показатели концентрата (табл. 4). По жидким отходам представлен только коэффициент водопотребления на 1 т концентрата. По коэффициентам водообильности предприятия не смогли предоставить полные данные.
Стоимость железорудного концентрата на мировом рынке растёт на 1,5–2,0 долл./т при увеличении содержания железа в товарной руде на 1%. Содержание железа в товарной руде (β) на разных предприятиях изменяется от 49,25% до 68,45%, соответственно, для Лисаковского и Лебединского ГОКов (см. табл. 1). Поэтому коэффициент попутных продуктов производства целесообразно рассчитывать на 1 т металла по формуле
(8)
где β – содержание металла в 1 т концентрата или %.
Для предприятий цветной металлургии данная методика позволяет рассчитывать Kппп и выявлять целесообразность добычи и обогащения того или иного типа руд или необходимость внедрения более эффективных способов переработки. Так, для Удоканского месторождения содержание меди в сырой руде и в концентрате зависит от степени окисленности медной руды (по данным «Иргиредмеда»). В основном на месторождении присутствует два типа руд [1]:
- халькозинбаритовая с α =3,0%; β =45,7%; θ =0,2%; γхв =0,94;
- более бедная халькопиритовая с α =1,0%; β =24,2%; θ =0,1%; γхв =0,96.
При среднем коэффициенте вскрыши Kв = 7 и весовой консистенции транспортируемой пульпы R=Ж:Т =10 слагаемые коэффициента Kппп представлены в табл. 5, а из анализа полученных результатов следует:
- общепринятые коэффициенты вскрыши и водообильности не позволяют оценивать качество и обогатимость добываемой руды;
- добыча и обогащение руд цветных металлов должны вестись селективно, что позволит снизить количество попутных продуктов производства.
Количество попутных продуктов производства на 1 т металла необходимо дифференцировать с затратами на транспортирование и размещение основных отходов горного производства для возможности стоимостной оценки.
Суммарные затраты для размещения твёрдых и жидких отходов следует определять по зависимости:
(9)
где Зв, Зхв, ЗH2O, Зт,–удельные затраты на транспортирование и размещение вскрышных пород, хвостов обогащения, шахтных и карьерных вод, технологической воды для обогатительных фабрик на 1 тонну основного извлекаемого металла, руб/т.
Основные технологические, экономические и экологические факторы, влияющие на удельные затраты на транспортирование и размещение твердых и жидких отходов ГОКов приведены в табл. 6.
На многих железорудных предприятиях в руде содержатся различные сопутствующие металлы, извлечение которых при существующих технологиях производства не только возможно, но и высокорентабельно. Так в Качканарской руде в промышленных объёмах присутствуют платина, золото, скандий, галлий, германий, селен, теллур, титан, ванадий и плагиоклазовое сырьё для производства фаянса. В 1 т хвостов обогащения содержится до 100 г скандия стоимостью 3,5 долл./г при стоимости железорудного концентрата не более 0,2 долл./кг. В настоящее время на КачГОКе в объёмном выражении используется только 20% полезных компонентов от извлекаемой горной массы, а их стоимость не превышает 1% [17].
Ценность металлов, комплексно извлекаемых из 1 тонны руды, определяется по формуле
(10)
где αi, Цi – доля металлов в руде и цена их реализации, извлечение которых возможно на современном уровне развития техники и технологии, руб.
Прибыль горных предприятий рассчитывается исходя из разницы ценности металлов, содержащихся в руде, затрат на складирование попутных продуктов производства на 1 т основного металла и расходов на научно-исследовательские, проектные и конструкторские работы для комплексного извлечения полезных компонентов по формуле:
(11)
где ЗНИОКР – затраты на реализацию комплексного извлечения металлов из добываемой руды (НИР, проектирование, разработка технологий, промышленное внедрение), руб.
Предложенный новый подход для оценки эффективности работы горно-обогатительных комбинатов с учётом суммарных затрат на транспортирование и складирование твёрдых и жидких отходов ГОКов, приходящихся на 1 т основного металла, позволяет оценивать наиболее затратные процессы горного производства, экологически опасные и нецелесообразные, выбрать эффективную инвестиционную политику при комплексном использовании сырья.
Выводы
1. На эффективность работы горно-обогатительных комбинатов доминирующее влияние оказывают качество и количество получаемого концентрата. Целесообразно не только производить селективную выемку руды на карьерах по качеству, но и реализовывать селективное обогащение руд различного вещественного состава и физикомеханических свойств. Это позволяет увеличить количество и качество получаемого концентрата, снизить количество попутных продуктов производства и экологическую нагрузку на окружающую природу, повысить эффективность работы всего горно-обогатительного комплекса.
2. Комплексное извлечение попутных драгоценных и редкоземельных металлов обеспечивает значительное снижение величины коэффициента попутных продуктов производства на тонну реализованного металла, увеличивает эффективность производства и позволяет определять основные направления инвестиционной политики.
3. На современных железорудных ГОКах коэффициенты водопотребления при обогащении руд составляют 20–42 м3 пульпы на 1 т получаемого концентрата с весовой консистенцией R=9,0–35 м3 воды на 1 т транспортируемых хвостов. На ГОКах цветной металлургии коэффициенты водопотребления при обогащении руд могут достигать 100–300 м3 на 1 т получаемого концентрата со средней весовой консистенцией транспортируемой пульпы R=10 м3. Это приводит к высокой энерго- и материалоёмкости гидроудаления хвостов, необходимости перекачки значительных объёмов оборотной воды. Внедрение внутрифабричного сгущения до весовой консистенции R=1–5 позволит снизить энергоёмкость гидротранспорта пульпы и оборотного водоснабжения на 1,5–2,5 кВт·ч/т·км.
4. Освоение сухих методов обогащения железосодержащего сырья на основе современных высокопроизводительных магнитных и электрических сепараторов позволит исключить высокие затраты электроэнергии на гидротранспорт и оборотное водоснабжение, снизить экологическую нагрузку на окружающую природу и обеспечить энергоёмкость процесса обогащения менее 100 кВт·ч/т сырой руды.
ЛИТЕРАТУРА:
1. Алгебраистова Н.К., Кондратьева А.А. Технология обогащения руд цветных металлов. Элек* тронный ресурс. Конспект лекций. – Красноярск: ИПК СФУ, 2009. –283 с.
2. Портнов А.М. Металлический привкус научного прогресса. Независимая газета, М., 2008, №9–10.
3. Трубецкой К.Н., Чантурия В.А., Гончаров С.А. О горных терминах. Горный журнал, М., №4, 2007, с. 4–5.
4. Ржевский В.В. Технология и комплексная механизация открытых горных работ. М.: Недра, 1980. – 631 с.
5. Близнюков В.Г. Определение главных параметров карьеров с учётом качества руды. – М.: Не* дра, 1978. – 105 с.
6. Хохряков А.В. Оценка эффективности использования недр с учётом показателя количества отходов. // Комплексное использование минеральных ресурсов. – 1984. – №11. – с. 69–73. 7. Холодняков Г.А. Показатель эффективности открытого способа комплексной разработки ме* сторождений полезных ископаемых // Проектирование открытой разработки месторожде* ний – Л.: ЛГИ. 1984. – с. 27–30.
8. Томаков П.И., Коваленко В.С., Михайлов А.М., Калашников А.Т. Экология и охрана природы при открытых горных работах. Изд*во МГГУ, М., 1994. – 417 с.
9. Гальперин А.М., Тищенко Т.В., Жилин С.Н. Технология экологически безопасного освоения на* мывных техногенных массивов на горных предприятиях. // Геоэкология, 2005, №2, С. 99–110. 10. Оксанич И.Ф. О состоянии проектирования хвостовых хозяйств на предприятиях МЧМ СССР. – В кН.: Проектирование, строительство и эксплуатация хвостохранилищ обогати* тельных фабрик. – Белгород, 1978, с. 3–7.
11. Вовк Н.Е., Ляш И.С., Мясоедов В.М., Кумченко Н. Н. К вопросу освоения технологии обогаще* ния руд техногенных месторождений. // Горный журнал. – 1991. – №4. – с. 30–32.
12. Шифман М.И., Дмитриенко Ю.Д., Городничев Н.М. Опыт сооружения хвостохранилищ гор* но*обогатительных комбинатов КМА. Горный журнал, М.: 1986. – №5. – С. 56–58.
13. Мельников Т.И., Мельников И.Т., Ерёмин Н.Я., Кадушкин А.Н., Кожевников А.А., Малышев П.В. Опыт эксплуатации хвостового хозяйства Качканарского ГОКа.// Горный журнал. – №1, 1979. – с. 25–29.
14. Мачихин А.Н. Организация складирования хвостов обогащения.// Горный журнал. – 2004. – №7. – с. 72–74.
15. Мельников И.Т., Суров А.И., Кутлубаев И.М., Мельников И.И. Опыт эксплуатации хвосто* вого хозяйства горно*обогатительного производства ОАО «ММК» //Вестник МГТУ им. Г.И. Носова. 2011. – №2. – с. 10–14.
16. Технико*экономические показатели горных предприятий за 1990–2010 гг. – Екатеринбург: ИГД УрО РАН. – 2011. – 370 с.
17. Ерёмин Н.Я., Усков Е.Д., Батуев М.А. Организация производства редких металлов на базе отходов Качканарского горно*обогатительного комбината.// Горный журнал. – 1993. – №9–10. – с. 9–10.
