Научно-методологические основы производства золота на заключительном этапе разработки месторождений

При вкрапленной минерализации к дроблению предъявляются повышенные требования, прежде всего, ограничение выхода негабарита, которым в данном случае является величина 5 см. В этом случае предпочтительны гидрометаллургические способы выщелачивания с переводом минералов в пульпу.

При прожилковой минерализации к дроблению предъявляется требование ограничения выхода слишком малых частиц, предельной для которых является величина 2 см. В этом случае предпочтительны способы кучного выщелачивания золота с корректировкой недостатков дробления в процессе переработки (табл. 11).

Таблица 11

Крупность дробления минералов для целей выщелачивания золота

Категория	Размеры, см	Недостатки	Процессы корректировки
Вкрапленная минерализация
Неприемлемая	более 10	Весьма малая скорость выщелачивания, повышенные потери	Оптимизация параметров отбойки, дробление при обогащении
Нежелательная	от 10 до5	Пониженная скорость выщелачивания, потери	Дробление при обогащении
Оптимальная	от 5 до 2	Нет	Нет
Мелкая	от 2 до 1	Малая скорость фильтрации растворов, разубоживание попутными минералами	Интенсификация процесса фильтрации
Весьма мелкая	менее 1	Весьма малая скорость фильтрации растворов, разубоживание попутными минералами	Окомкование вяжущими веществами
Прожилковая минерализация
Оптимальная	более 2	Нет	Нет
Мелкая	от 2 до 1	Малая скорость фильтрации растворов, разубоживание попутными минералами	Интенсификация процесса фильтрации
Весьма мелкая	менее 1	Весьма малая скорость фильтрации растворов, разубоживание попутными минералами	Окомкование вяжущими веществами

золоторудное месторождение перколяционный выщелачивание

В отличие от традиционных схем при подготовке руды к выщелачиванию параметры БВР должны обеспечивать:

- равномерное дробление с минимальным выходом негабаритных фракций;

- равномерное разрыхление взорванного слоя руды;

- полную проработку взрываемых участков массива.

Проведено моделирование управления параметрами БВР при подготовке руды к выщелачиванию. Применяемая технология подэтажного обрушения с торцовым выпуском руды предопределяла способ отбойки в зажатой среде, исключающий многорядное взрывание. Выход негабарита составлял 10% (табл. 12).

Таблица 12

Гранулометрический состав отбитой руды

Размер фракций, мм	0-2 5	25-50	50-100	100-200	200-300	300-400
Доля фракций,%	35,25	8,77	17,94	15,53	5,47	12,02

Для исключения отрицательного влияния структурных особенностей массива и последствий однорядного взрывания в зажиме применен вариант отбойки с использованием врубовых скважин и внутривеерного замедления.

В отбиваемом подэтаже дополнительно к вертикальному вееру скважин бурили две наклонные скважины под углом 80-85° в сторону обрушения. Взрыванием зарядов наклонных скважин создавалась врубовая полость, слой разламывался, и происходила подвижка зажимающей среды. Заряды последующих скважин работали уже на две обнаженные плоскости.

Если при базовом способе отбойки руда отделялась от массива без дробления, то в предложенном варианте происходило интенсивное дробле-

ние и равномерное размещение взорванной горной массы в призабойной зоне.

Новая технология обеспечила оптимальную степень дробления, выход некондиционных фракций +300м составил 1-2% против 10-12% при базовом способе отбойки (рис. 8).

Рис.8. Показатели дробления при варианте с наклонным врубом

Подавляющее большинство хвостов первых этапов оставляется в подземных блоках в виде забалансовых руд или складируется на земной поверхности. Среднее содержание золота в отвалах окисленных золотосодержащих руд на территории России - 2,7 г/т, а в хвостах обогатительных фабрик - 1,1 г/т. Общее количество золота в хвостах примерно равно его балансовым запасам и прогнозным ресурсам коренных месторождений.

Динамика изменения качества хвостов обогащения при хранении устанавливается экспериментально с содержанием металлов в отвальных хвостах обогащения, % : золота -1,2 г/т, серебра -24 г/т; 0,5- цинка, 0,6- свинца, 1,1- меди, 10 -железа, 1,9-оксида алюминия, 43 -диоксида кремния.

Исследованы две модели, различающиеся содержанием и характером оруденения золота в хвостах. Массив формируется слоями минералов, обладающих различным содержанием металлов и электрическим потенциалом (рис. 9).

Модель №1. В основании перколятора располагали слой золотосодержащих хвостов переработки золотых руд с вкрапленным оруденением мощностью 0,5 м (1) с содержанием золота 0,8 г/т. Затем располагали слой пород, содержащих оксиды железа, мощностью 0,2 м (2).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.9.Схема формирования отвала разносортных хвостов: 1- слой с меньшим содержанием; 2- геохимический барьер; 3-слой с большим содержанием

Эти породы должны играть роль барьера для извлекаемого в верхнем слое золота. Сверху насыпали слой золотосодержащих хвостов мощностью

0,5 м (3) с содержанием золота 0,6 г/т.

Для ускорения эксперимента поверхность верхнего слоя хвостов (3) обрабатывали реагентом - анолитом электролитического разложения шахтных стоков с Ph=4,5, имитируя кислотосодержащие атмосферные осадки.

Параллельно отрабатывалась 1 модель без геохимического барьера.

Результаты выщелачивания 5 партий с геохимическим барьером сравнивали с результатами партии без геохимического барьера (табл. 13).

Таблица 13

Динамика выщелачивания золота из хвостов обогащения, мг/дм³

Раствор, дм3	Обобщенная модель	С геохимическим барьером	Влияние барьера, мг/дм3
10	92	28	64
20	89	27	62
30	86	26	60
40	75	25	60
50	69	25	44
60	60	23	37
70	53	23	30
80	49	21	28
90	44	20	24
100	36	19	17
110	29	18	11
120	23	16	7
130	19	14	5
140	14	12	2
150	10	10	0

Вступая в реакцию с раствором, золото хвостов верхнего слоя (3) образует с пиритом слоя (2) легкорастворимые водой соединения NaAuS₂ и Na₃AuS₂, мигрирует в водном растворе и проходит через геохимический барьер - слой (2), где происходит разложение образованных соединений оксидами железа с выделением золота, пирита и освобождением щелочей.

В результате имитированных процессов золото концентрируется в слое (1), где его содержание достигает 1,1 г/т, что достаточно для последующего вовлечения объема обогащенных хвостов слоя (1) в промышленную переработку.

Во вторичных хвостах слоя (3) золота остается около 0,2 г/т, что сравнимо с фоновым содержанием и позволяет утилизировать хвосты или оставить их для повторной переработки по сейчас еще неизвестным технологиям. Еще 0,1 г/т золота теряется в породах геохимического барьера.

Модель №2. Соблюдены условия модели №1, но хвосты получены переработкой золотых руд с прожилковым оруденением. Также отрабатывалась одна модель с аналогичными условиями, но без геохимического барьера. Результаты выщелачивания 5 партий с геохимическим барьером сравниваются с результатами партии без геохимического барьера (табл. 14).

Таблица 14

Динамика выщелачивания золота из хвостов обогащения, мг/дм³

Раствор, дм3	Обобщенная модель	С геохимическим барьером	Влияние барьера, мг/дм3
10	101	41	70
20	95	37	58
30	87	30	57
40	79	26	53
50	67	23	44
60	56	20	36
70	42	18	24
80	36	17	19
90	25	15	10
100	16	14	2
110	12	11	1
120	10	10	0
130	10	10	0
140	10	10	0
150	10	10	0

В результате отвальных процессов золото концентрируется в слое (1), где его содержание достигает 1,2 г/т, что также представляет интерес для последующей промышленной переработки обогащенных хвостов.

Во вторичных хвостах слоя (3) остается около 0,1 г/т, что сравнимо с фоновым содержанием и позволяет утилизировать хвосты.

Процесс выщелачивания хвостов в модели №2 отличается большей интенсивностью, что можно объяснить расположением золота при прожилковом характере оруденения ближе к периферии хвостовой частицы.

Обработка высушенного остатка показала уменьшение массы на 15% при уменьшении выхода классов -1 +3 мм на 27%, что говорит о разрушении хвостов во всех слоях под влиянием физико-химических процессов. По свойствам хвосты становятся аналогами песка с соответствующими перспективами утилизации.

Концепция увеличения коэффициента использования недр базируется на принципе подготовки запасов к последующему освоению за счет воздействия на состояние отходов производства. Способы улучшения исходных свойств полезных ископаемых классифицируются нами по ряду признаков (табл. 15).

Таблица 15

Классификация способов изменения свойств минералов

Классификационный признак	Вид воздействия	Варианты воздействия
Механизм преобразования минералов	механическое	Измельчение
		Активация
	биологическое	собственно бактерии
		метаболиты бактерий
	химическое	посредством реагентов
		Электрохимическое
Вид силового поля	гравитационное	в зависимости от физических свойств
	магнитное
	тепловое
	радиоактивное
Вид реакционных агентов	кислотные	в зависимости от химических свойств
	щелочные
	солевые
	газовые
Комплексность воздействия	моно - воздействие	в зависимости от сочетания свойств

Стратегия увеличения коэффициента использования недр включает в себя перманентное воздействие на минералы на всех этапах разработки месторождений (рис.10).

18

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Рис.10. Геохимическое воздействие на минералы на этапах разработки месторождений

Золото, представленное тонкой дисперсностью в сульфидах, при окислении минералов кислого ряда выщелачивается растворами агентов с рН <4, а затем в количестве 50-60 % переосаждается на искусственном сорбционном (например, из каолинита) - 10-40 % или щелочном барьере из кальцита, алунита, монтмориллонита, гетита, гидрослюд и т.д.

Кинетическое уравнение процесса для описания концентрационного поля:

(6)

где - концентрация металлов в водах; - скорость фильтрации вод сквозь отвал; - эффективная пористость хвостового материала; - продольная координата; - время; - коэффициент массопередачи; - поверхность растворения в единице объема пород; - концентрация насыщения.

Эколого-экономическая модель эффективности повышения качества хвостов обогащения по критерию прибыли:

(7)

где - продукты утилизации; - количество видов отходов, вовлекаемых в переработку; - количество технологических процессов переработки отходов; - время переработки отходов; - количество фаз существования рудника и фабрики; - количество стадий утилизации отходов; - затраты на утилизацию отходов, руб.; - капитальные вложения для организации утилизации, руб.; - коэффициент самоорганизации отвалов; К_у - коэффициент утечки растворов; К_т - коэффициент дальности утечки растворов; К_б - коэффициент влияния металлов на биосферу.

Таким образом, максимальное извлечение золота до приемлемого по экономическим критериям 5-6 г/т обеспечивается выходом оптимальной для выщелачивания крупности руд, дифференцировано для прожилкового и вкрапленного типа оруденения при взрывной отбойке и размещением хвостов обогащения в хранилищах из условия использования феномена природного выщелачивания и созданием геохимических барьеров.

Защищаемое положение 5. Эколого-экономическая эффективность трехэтапной разработки месторождений определяется величиной сквозного коэффициента извлечения разносортных золотосодержащих минералов, включая и техногенные, совокупностью отличительных признаков месторождения, объемами добычи разносортных руд, технологической оснащенностью объектов и особенностями физико-химических процессов переработки.

Нами применена методика анализа производственной функции в современных моделях экономического роста применительно к горнодобывающим предприятиям. Оценка потерь по потерянной ценности золота позволяет прийти к единому критерию - прибыли с учетом ущерба от потерь:

(8)

где - прибыль, руб; - извлеченный металл, т; - потерянный металл, т; - предельная цена металла в отрасли, руб; - суммарные затраты на технологических переделах, руб.

Технология выщелачивания по сравнению с традиционной технологией исключает 5-10% потерь при добыче и 2-2,5% потерь при обогащении. Сквозной коэффициент извлечения при традиционной технологии для среднего содержания металла в запасах блока не превысит 0,86.

На металлургическом заводе будет извлечено 40% золота с коэффициентом извлечения 0,93. Из оставшихся на подземное выщелачивание 50% балансовых запасов при коэффициенте извлечения 0,8 и с учетом потерь при переработке растворов будет получено 39% металла. При содержании золота в забалансовых рудах 1г/т из них в конечный продукт будет извлечено 2,3% металла, а сквозной коэффициент извлечения составит 0,88.

При подземном выщелачивании доступ к отрабатываемым запасам ограничен, поэтому неопределенность информации о состоянии больше, чем при традиционной технологии. Поэтому принятие решения об отработке запасов комбинированной технологией сопряжено с большим риском: от 0,6 до 0,9.

Максимальные значения целевой функции приурочены к комбинациям традиционной технологии и подземного выщелачивания на этапе 2. При среднем содержании золота в запасах блока наиболее эффективной комбинацией технологий является соотношение 15% - традиционной технологии (ТС) и 85% - подземного выщелачивания (ПВ). При богатых рудах оптимальным соотношением технологий является 40% - ТС и 60% - ПВ.

При комбинированной технологии, когда 40% руды выдается на поверхность, а 60% руды выщелачивается под землей, при одинаковой производительности по горной массе производительность по золоту в 2 раза выше, чем при традиционном способе. Производительность труда рабочего горного цеха по золоту возрастает в 1,5 раза.

При увеличении производительности рудника по золоту в 1,5 раза производительность рудника по выдаче горной массы составляет лишь 40% от показателя традиционного способа. Для увеличения годового понижения горных работ в соответствии с увеличением производительности рудника в 1,5 раза рудные площади, находящиеся в одновременной отработке, возрастают в 3 раза.

Сквозной коэффициент извлечения из разносортных золотосодержащих минералов, включая и хвосты обогащения первых этапов разработки, при комбинированной технологии сопоставим с традиционной технологией добычи только балансовых запасов, а в тех случаях, когда он оказывается ниже, за счет более низких затрат даст возможность компенсировать потери и получить прибыль.

Оптимальное соотношение объемов запасов, отрабатываемых комбинацией традиционной технологии, подземного и кучного выщелачивания, повышает эффективность разработки месторождении по сравнению с каждым из способов в отдельности.

Эффективность поэтапной разработки месторождений с учетом последствий вовлечения в эксплуатацию разносортных руд от подземных работ и отходов на поверхности и возможного увеличения производственной мощности, описывается моделью:

Э_г= Е_нФq^ўА^-1+(Ц_д - С_д) - (1+q )(Ц_дў - С_дў) (9)

(10)

(11)

М = А a e (12)

где - снижение убытков, ден. ед.; Е_н -коэффициент эффективности капитальных вложение, доли ед.; Ф - стоимость основных фондов, ден. ед.; А - годовая производственная мощность по основной деятельности, т; Ц_д,ў -ценность 1 т руды в случае выемки балансовых запасов, ден. ед.; Ц_дў -ценность 1 т руды в случае выемки забалансовых запасов, ден. ед.; С_д - себестоимость добычи балансовых запасов, ден. ед.; С_дў - себестоимость добычи забалансовых запасов, ден. ед.; h _t - коэффициент дисконтирования финансовых средств; Т - срок окупаемости проекта, лет; К_о - капитальные затраты по инвестиционному проекту, ден. ед.; Р - результаты, ден. ед.; З - затраты по проекту, ден. ед.; М - годовой выпуск металла, т; a - содержание металла в руде, доли ед.; e - извлечение металлов при обогащении и металлургии, доли ед.

Алгоритм выбора параметров процесса выщелачивания золота из хвостов представлен на (рис. 11).



Рис.11. Последовательность выбора технологии выщелачивания

Конечной целью технологий является получение вторичных хвостов с фоновым содержанием золота.

Оптимальный вариант кучного выщелачивания золота характеризуется агломерацией хвостов, многоразовым использованием площадок под штабели с 2-х разовой оборачиваемостью в год, временем выщелачивания 90 суток и коэффициентом сквозного извлечения золота не менее 65 (рис. 12).



Рис.12. Технологическая схема щелочно-цианистого кучного выщелачивания

Электрохимическое выщелачивание золота из упорного сульфидсодержащего сырья осуществляется по схеме (рис.13).



Рис. 13. Схема извлечения золота электрохимическим выщелачиванием

Модель поражения окружающей среды продуктами природного выщелачивания минералов:

(13)

где - сумма ущерба при поражении окружающей среды металлами; - количество металлов в потерянных рудах; M_c - количество металлов в стоках; П - предприятия по извлечению металлов из стоков; Р - количество минеральных компонентов; О - операции переработки стоков; Т - время переработки; Q_a - количество реагентов атмосферного происхождения; Q_n - количество реагентов подземного происхождения; Q_m - количество реагентов технологического происхождения; _и - исходная концентрация минералов; _к - конечная концентрация минералов; К_с - коэффициент самоорганизации экосистемы; К_у - коэффициент утечки растворов; К_т - коэффициент дальности утечки растворов; К_б - коэффициент влияния металлов на биосферу; К_р - коэффициент риска.

При извлечении золота в штабелях концентрация цианидов в рабочем растворе находится в пределах 1 г/дм³. В производственных процессах вместе с минеральной пылью выделяется мышьяк. При содержании мышьяка 0,15% в воздухе содержится 0,75•10^-3 мг/м³ мышьяка, что составляет 25% ПДК.

Таким образом, эффективность трехэтапной разработки месторождений определяется величиной сквозного коэффициента извлечения разносортных золотосодержащих минералов, который варьирует в зависимости от природно-техногенных факторов эксплуатации месторождения.

Основное производство удешевляют товарные продукты, создаваемые в процессах извлечения металлов из отходов:

- металлы и неметаллы в виде солей и оксидов - концентраты для дальнейшей переработки;

- вторичные хвосты выщелачивания с остаточным содержанием контролируемых ингредиентов ниже ПДК, что позволяет использовать их в качестве классифицированного и химически корректного сырья;

- обессоленная вода для систем отопления, охлаждения и др. целей с минерализацией не более 1 г/дм³, удовлетворяющая санитарным нормам;

-газообразные продукты: хлор, водород и кислород.

Область применения продуктов электрохимии, кроме горного производства, кожевенное, строительное и другое производство, сельское хозяйство, теплоэнергетика и другие отрасли хозяйства.

Переработка хвостов радикально улучшает состояние экосистемы. Математическая модель экономического ущерба от хранения хвостов переработки руд:

Э_у = З_охt ₊ З_рх + З_шс + З_гп =

=, (14)

где З_ох t - затраты на оборудование хвостохранилища в течение времени t, руб; З_рх - плата за содержание хвостохранилища, руб; - коэффициент соотношения фактических объемов хвостов с нормируемыми; З_шс - затраты на компенсацию сброса неочищенных стоков в гидросферу, руб; З_гп- затраты на компенсацию сброса газопылевых продуктов в гидросферу, руб; V_x - объем хвостов; t - время, год; З_о - удельные затраты на формирование хранилища, руб; З_п- удельные затраты на поддержание хранилища, руб; - остаточное содержание металлов в хвостах; - количество источников выделения отходов; S - площадь, занятая хранилищем, м²; З_з - удельная стоимость земли; V_с - объем отвальных стоков, м³; - содержание металлов в стоках, %; К_к - коэффициент кислотности отвальных стоков; V_г - объем газо- и пылеобразных выбросов, м³; - коэффициент концентрации твердого вещества в газообразной фазе.

Эколого-экономическая эффективность горного производства характеризуется показателем эколого-экономической эффективности :

(15)

где Q_и - объем извлеченных на поверхность золотосодержащих руд, м³; Q_у - объем утилизированных минералов, м³; х₁, х₂, ...х_n - параметры процессов переработки хвостов.

Прибыль от извлечения золота из хвостов обогащения и металлургии с учетом экологического ущерба определяется решением модели:

 (16)

где - прибыль от переработки хвостов, руб/т; - стоимость реализации продукции переработки хвостов, руб/т; - затраты на обогатительный передел хвостов обогащения, руб/т; - затраты на металлургический передел хвостов обогащения, руб/т; - количество извлекаемых компонентов из хвостов обогащения; - масса хвостов обогащения, т; - время переработки хвостов обогащения, год; - штрафы за хранение хвостов обогащения, руб/год; -реализация продуктов переработки хвостов металлургии, руб/т; - затраты на обогащение хвостов металлургии, руб/т; - затраты на металлургический передел хвостов металлургии, руб/т; - количество извлекаемых из хвостов металлургии компонентов; - масса хвостов металлургии, т; - время переработки хвостов металлургии, лет; - штрафы за хранение хвостов металлургии, руб./год.

Для иллюстрации экономической привлекательности заключительного этапа разработки месторождения сравнивается подземная выемка руд в 2 этапа: извлечение золота из богатых руд на фабрике и выщелачивание бедных руд в недрах (традиционный метод), и то же самое с добавлением этапа 3: выщелачивание золота из хвостов флотационного обогащения.

При моделировании результатов разработки месторождения на различных этапах существования по базовой и инновационной технологии рассмотрен случай, когда различными технологиями получается одинаковое количество товарной продукции (табл. 16).

Таблица 16

Сравнительные показатели поэтапной разработки

Показатели	Единицы измерения	Этапы
		1-богатые руды	2-бедные руды	3- отходы и хвосты
Добыча руды горными работами	т. т/год	125	238	-
Переработано хвостов	т. т/год	-	-	1000
Содержание золота в сырье	г/т	5	3	1
Количество золота в сырье	кг	625	715	1000
Извлечение в концентрат	процент	80	70	50
Добыто золота в концентрате	кг	500	500	500
Цена 1 г золота в концентрате	руб.	300	300	300
Стоимость концентратов	т. руб.	150000	150000	150000
Объем выдаваемой горной массы	т. м3/год	52	40	-
Образовано хвостов	т. т/год	95	162	-
Стоимость побочных продуктов	т. руб.	-	-	30000
Всего стоимость продуктов	т. руб./год	150000	150000	180000
Эксплуатационные расходы	руб./т	1000	500	170
Расходы на добычу и обогащение	т. руб.	125000	142000	170000
Прибыль на объем производства	т. руб./год	25000	8000	10000
Прибыль на 1ед. добываемого сырья	руб./т	200	34	-
Прибыль на 1г товарной продукции	руб./ г	40	18	20
Эффективность производства золота	процент	145	100	109

Учитывая, что на этапе 1 разработки месторождений добывается не более 15-20 % запасов, а в ходе этапа 2 дорабатывается еще около 50% бедных руд, основные перспективы расширения объема производства могут быть обеспечены вовлечением в переработку забалансовых запасов, прежде всего техногенных запасов в виде хвостов обогащения.

Заключение

В диссертации на основе теоретических и экспериментальных технологических исследований дано новое теоретическое обоснование повышения полноты использования недр при поэтапной разработке золоторудных месторождений с варьированием количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия и технологическом воздействии на минеральное сырье на всех этапах разработки месторождений, которое можно квалифицировать как крупное научное достижение для золотодобывающей промышленности.

Основные научные и практические результаты и выводы

1. Обосновано, что при разработке сложно-структурных маломощных золоторудных месторождений с резкими изменениями условий эксплуатаций создаются техногенные месторождения некондиционного сырья, которые могут быть использованы на третьем этапе эксплуатации.

2. Доказана целесообразность поэтапной разработки месторождений с вовлечением в разработку запасов техногенных месторождений при перманентном варьировании количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия.

3. Экспериментально подтверждено, что при использовании инновационных технологий показатели извлечения золота из запасов техногенных месторождений улучшаются до приемлемого уровня, а остаточное содержание уменьшается до фоновой величины.

4. Обоснована возможность увеличения извлечения золота при поэтапной разработке месторождения за счет оптимизации крупности руд при взрывной отбойке в зависимости от типа оруденения и размещения хвостов обогащения в хранилищах из условия использования феномена природного выщелачивания.

5. Предложено оценивать эколого-экономическую эффективность трехэтапной разработки месторождений по величине сквозного коэффициента извлечения разносортных золотосодержащих минералов.

6. Определена возможность перехода от двухэтапной выемки к трехэтапной выемке запасов при разработке месторождений с резкими изменениями условий залегания, состава и качества руд.

7. Доказана целесообразность перманентного варьирования количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия при поэтапной разработке месторождений.

8. Экспериментально опробованы элементы инновационных технологий извлечения металлов с уменьшением остаточного содержания до фонового.

9. Установлены дифференцировано для прожилкового и вкрапленного типа оруденения закономерности взрывной отбойки с оптимизацией крупности руд для целей выщелачивания золота.

10. Разработана методология выбора технологий разработки техногенных месторождений, которая может быть использована на третьем этапе эксплуатации месторождений.

11. Разработан метод перманентного варьирования количеством и качеством запасов и производственной мощности предприятия с оптимизацией параметров добычи по сумме дисконтированной прибыли.

12. Экспериментально опробованы конструктивные параметры инновационных технологий подземного, кучного, сорбционного и электрохимического извлечения металлов.

13. Разработки и рекомендации диссертации внедрены в практику золотодобывающих предприятий.

14. Материалы диссертации используются при чтении лекций в СКГМИ, ЮРГТУ (НПИ) и ЕИТИ (Казахстан).

Основные научные публикации автора по теме диссертации:

В изданиях, рекомендованных ВАК России

1. Шестаков В.А., Борщ-Компониец П.H., Игнатов В.Н., Дулин А.Н., Логачев А.В. Способ разработки наклонных рудных месторождений. А.с. 1448053 СССР, МКИЕ21С, 41/06-№4253029/22.02. - Заяв. 06.04.87, опубл. 30.12.88, Бюл. № 48.

2. Логачев А.В., Голик В.И. Научно-методологические основы производства золота на заключительном этапе разработки месторождений. Вестник Дальневосточного отделения РАН. 2008. №6. -С. 91-98.

3. Габараев О.З., Сабанов Н.А., Логачев А.В., Петрова О.В., Ногаев А.Х. Технологии управления состоянием массива при отработке подработанных вкрапленных руд. МГГУ. ГИАБ. 2008. №2.-С.63-69.

4. Логачев А.В. Упрочнение сырьевой базы производства золота выщелачиванием металлов на заключительном этапе разработки месторождений. МГГУ. ГИАБ. 2008. №11. -С.86-92.

5. Белин В.А., Логачев А.В., Исмаилов Т.Т. Управление параметрами взрыва при подготовке руд к выщелачиванию. МГГУ. ГИАБ. 2008. №11. -С.46-51.

6. Голик В.И., Исмаилов Т.Т., Логачев А.В. Геодинамические процессы в скальных массивах. МГГУ. ГИАБ. 2008. №12. -С.58-64.

7. Логачев А.В., Голик В.И. К вопросу об этапах разработки месторождений. Издательский дом «Руда и металл». Горный журнал. 2008 г. № 12. -С. 41 - 43.

8. Логачев А.В., Голик В.И. К теории выщелачивания золота из неконди-ционного первичного и вторичного сырья. Обогащение руд. Ст - Петербург. 2009. №2. -С.18-21.

9. Голик В.И., Мельков Д.А., Логачев А.В. К истории горнометаллургической отрасли северной Осетии. МГГУ. ГИАБ. 2009.№1. -С.194-200.

10. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Механизм взаимовлияния природных и техногенных катастроф. МГГУ. ГИАБ. 2009.№5. -С.136-142.

11. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Экономико-экологические аспекты переработки золотосодержащих хвостов обогащения. МГГУ. ГИАБ. 2009. №6. -С.163-169.

12. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Принципы безотходности поэтапной разработки золоторудных месторождений. МГГУ. ГИАБ. 2009.№7. -С.173-179.

13. Исмаилов Т.Т., Логачев А.В., Лузин Б.С., Голик В.И. Комбинирование технологий подземной разработки месторождений геомеханической основе. МГГУ. ГИАБ. 2009.№8. -С. 175-179.

В прочих изданиях:

14. Шестаков В.А., Игнатов В.Н., Логачев А.В. Определение параметров и эффективности разработки с неполной закладкой. Деп. в ВИНИТИ 14.06.88, № 4662 -В88.

15. Шестаков В.А., Шаляпин В.В., Логачев А.В. Поэтапное освоение сложных рудных месторождений. Добыча руд и охрана природы: сб.ст./ Новочеркасский политехн. ин-т.- Новочеркасск; 1994. -С. 66-73.-Деп. в ВИНИТИ 07.06.94, № 1399-В 94.

16. Прилепский Ю.И., Литовченко Т.В., Логачев А.В. Поэтапная разработка руд цветных металлов. Комплексное изучение и эксплуатация месторождений полезных ископаемых: материалы 2-й междунар. конф. - Новочеркасск: НГТУ, 1995. -С. 154-158.

17. Шестаков В.А., Логачев А.В. Проектирование горных предприятий.-Гл. 8: Оптимизация схем и параметров вскрытия и подготовки запасов; - Гл. 9: Оптимизация систем разработки и технологии очистных работ; - Гл. 10: Сравнение валового и раздельного методов выемки и переработки, (учебник) Рек. ГК РФ по высш. образованию в качестве учебника для студентов высших учебных заведений, обучающихся по направлению «Горное дело», спец. «ПРМПИ»- М.: Изд-во Моск.гос.горн. ун-та, 1995.-С. 508.

18. Шестаков В.А., Игнатов В.Н., Кравченко В.П., Логачев А.В., Нисенгольцев С.А. Методика оценки технологии добычи полезных ископаемых с учетом фактора времени. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы юбил. 44-й науч.-техн. конф. - Новочеркасск: НГТУ, 1996.-С. 23-26.

19. Шестаков В.А., Семочкин Г.А., Белодедов А. А., Логачев А.В., Суптелин С.В., Литовченко Т.В., Чернышков В.И. Обоснование кондиций в современных экономических условиях. Разработка ресурсосберегающей и экологически чистой добычи полезных ископаемых: материалы 46-й науч.-техн. конф. -Новочеркасск: НГТУ, 1997.-С.43-46.

20. Шестаков В.А., Прилепский Ю.И., Логачев А.В., Семенов А.В., Дубровин С.А. Методика оценки систем разработки золоторудного месторождения. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 48-й науч.-техн. конф. -Новочеркасск : ЮРГТУ (НПИ), 1999.-С. 23-31.

21. Шестаков В.А., Литовченко Т.В., Логачев А.В., Бозиев О. А., Хутуев М.Г., Позняк В.М. Методика оценки эффективности усреднения при комплексном использовании руд. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 48-й науч.-техн. конф.- Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 1999.-С.137-139.

22. Шестаков В.А., Садыков Э.С., Шаляпин В.Н., Логачев А.В. Общие принципы оптимального освоения и разработки слабо разведанных запасов полезных ископаемых. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 51-й науч.-техн. конф.-Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2002.-С. 30-37.

23. Шестаков В.А., Логачев А.В. Определение коэффициента эффективности и срока окупаемости капиталовложений при разработке сложных рудных месторождений. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 51-й науч.-техн. конф.-Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2002.-С. 150-158.

24. Логачев А.В. Теоретическая основа поэтапной разработки сложных рудных месторождений. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 51-й науч.-техн. конф.-Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2002.-С. 170-173.

25. Шестаков В.А., Логачев А.В.,Лопатин А.А. Определение производствен-ной мощности рудника на основе вероятностного подхода. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающей и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 51-й науч.-техн. конф.-Ново-черкасск: ЮРГТУ (НПИ), 2002.-С. 179-181.

26. Шестаков В.А., Каган Г.Ф., Логачев А.В., Малыгин Р.А., Черевков В.Ф. Оценка направлений использования техногенных месторождений. Разработка научных основ и способов ресурсосберегающих и экологически чистой технологии добычи полезных ископаемых: материалы 53 науч.-техн. конф. -Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2004.-С. 110-116.

27. Шаляпин В.Н., Логачев А.В. Научные основы оптимизации подземной разработки сложных рудных залежей с неравномерным оруденением.

- Гл. 1: Экономико-математическая модель оптимального освоения и разработки сложных и слаборазведанных месторождений; - Гл. 2: Разработка методических основ оптимизации параметров горных работ и технологии разработки сложных и слабо разведанных залежей. - Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2004. -С. 140.

28.Шестаков В.А., Шаляпин В.Н., Белодедов А.А., Логачев А.В. Теория и практика совершенствования и создания новой технологии разработки и использования рудных и угольных месторождений. - Гл. 9.3: Системы с закладкой на руднике Каульды; - Гл. 9.4: Поэтапная разработка золоторудного рудника Бадран. - Новочеркасск: ЮРГТУ (НПИ), 2005. -С. 425.

29. Голик В.И., Логачев А.В. Природоохранное использование техногенных ресурсов горного производства. Горно-добывающий комплекс России: состояние, перспективы развития: материалы 1V Всероссийской науч.-практ. конф. -Владикавказ, 2006.-С. 55-59.

30. Голик В.И., Петрова О.В., Логачев А.В. Снижение риска геодинамических явлений утилизацией отходов горного производства. Горно-добывающий комплекс России : состояние, перспективы развития: материалы IV Всероссийской науч.-практ. конф. -Владикавказ, 2006.-С. 45-54.

31. Голик В.И., Комащенко В.И., Логачев А.В., Батылин Д.А. Практика применения инновационных физико-химических технологий разработки месторождений. Межд. конф. «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр».-Москва-Караганда. 2007.-С. 205-209.

32. Голик В.И., Разоренов Ю.И., Логачев А.В. Проектирование горных предприятий. - Гл.5: Синтез технологической схемы горного предприятия;

- Гл.6: Рационализация конструкции сети горных выработок; -Гл.7: Структура механизации горных работ. (учебное пособие) Рек. УМО по образованию в области горного дела в качестве учебного пособия для студентов вузов, обучающихся по специальности 130404 «Подземная разработка МПИ» направления подготовки 1304000 «Горное дело» -Ново-черкасск: УПЦ «Набла». ЮРГТУ, 2007.-С.262.

33. Голик В.И., Логачев А.В., Шелкунова Т.B. Добыча полезных ископаемых комбинированными технологиями выщелачивания. Межд. конф.- Магнитогорск: МГТУ, 2007. -C.54-60.

34. Голик В.И., Логачев А.В., Шелкунова Т.В. Обоснование целесообраз-ности добычи металлов выщелачиванием. Межд. конф.- Магнитогорск: МГТУ, 2007. -С.48-54.

35. Голик В.И., Комащенко В.И., Логачев А.В.Дольников Е.Б. Разработка месторождения с закладкой пустот смесями на основе карбонатизированных хвостов обогащения. Международная конференция «Ресурсо-воспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». Москва-Караганда. 2007. -С. 114-118.

36. Голик В.И., Комащенко В.И., Логачев А.В., Батылин Д.А. Практика применения инновационных физико-химических технологий разработки месторождений. Международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». Москва-Караганда. 2007. -С. 205-209.

37. Голик В.И., Логачев А.В., Дольников Е.Б., Батылин Д.А., Полежаев В.А. Эколого-технологические проблемы горного производства Северного Кавказа. Международная конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр». Москва-Караганда. 2007. -С. 446-450.

38. Голик В.И., Логачев А.В. Научно-методологические основы производства золота на заключительном этапе разработки месторождений. Вестник Дальневосточного отделения РАН. 2008. №6.-С.91-98.

39. Комащенко В.И., Логачев А.В., Голик В.И., Мельков Д.А. Энергетическая основа механоактивации минералов. Материалы III Международной конференции 13-17 октября 2008 г. Горное, нефтяное, геологическое и геоэкологическое образование в XXI веке. М.- Горно- Алтайск. РУДН. 2008. -С.159-161.

40. Комащенко В.И. , Логачев А.В. Проблемы получения золота из хвостов обогащения. Материалы III Международной конференции 13-17 октября 2008 г. Горное, нефтяное, геологическое и геоэкологическое образование в XXI веке. М.- Горно- Алтайск. РУДН. 2008. -С.162-164.

41. Логачев А.В., Голик В.И., Дребенштедт К. Анализ технологий гидрометаллургической переработки золотосодержащих отходов. Горное, нефтяное, геологическое и геоэкологическое образование в XXI веке. - М.- Горно- Алтайск. 2008. -С.164-167.

42. Логачев А.В., Голик В.И., Комащенко В.И. Исследование параметров выщелачивания металлов. Материалы III Международной конференции 13-17 октября 2008 г. Горное, нефтяное, геологическое и геоэкологическое образование в XXI веке. М.- Горно- Алтайск. РУДН. 2008. -С.170-172.

43. Логачев А.В., Голик В.И., Дребенштедт К. Технологии уменьшения объемов отходов добычи руд. Конференция «Ресурсовоспроизводящие, малоотходные и природоохранные технологии освоения недр» 15-19 сентября -Москва - Ереван: РУДН. 2008 г. -С.156-159.

44. Голик В.И.. Лузин Б.С., Логачев А.В. Типизация технологий добычи золота. Межд. научно-практическая конференция «Повышение качества образования и научных исследований». ЕИТИ. Экибастуз. 2009. -С. 285-289.

45. Голик В.И., Логачев А.В., Лузин Б.С. Техногенные ресурсы золота Республики Казахстан. Межд. научно-практическая конференция «Повышение качества образования и научных исследований». ЕИТИ. Экибастуз. 2009. -С. 342-347.

46. Голик В.И., Разоренов Ю.И., Логачев А.В., Полежаев А.В. Поэтапная разработка месторождений золота. IX Международная конференция «Новые идеи в науках о Земле» Москва. РГГРУ. 2009 г. -С.45-50.

Размещено на Allbest.ru