"Типовые методические указания по нормированию потерь твердых полезных ископаемых при добыче" // Технорма.RU

Утверждены

Госгортехнадзором СССР

28 марта 1972 года

ТИПОВЫЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

ПО НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ ТВЕРДЫХ ПОЛЕЗНЫХ

ИСКОПАЕМЫХ ПРИ ДОБЫЧЕ

1. ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ

1.1. Задачей "Типовых методических указаний по нормированию потерь твердых полезных ископаемых при добыче" является установление единого методологического подхода к определению экономически обоснованных нормативов потерь и разубоживания при разработке месторождений твердых полезных ископаемых.

"Типовые методические указания" разработаны с учетом требований экономической реформы по повышению рентабельности работы горных предприятий.

1.2. Проблема повышения полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр возникает на различных стадиях освоения месторождения. В связи с этим различаются аспекты технико-экономического обоснования рационального уровня извлечения полезных ископаемых из недр, возникающие при:

а) народнохозяйственном планировании и проектировании строительства горнодобывающих предприятий, в задачу которого входит обоснование выбора для промышленного освоения месторождений полезных ископаемых, установление кондиций - минимального промышленного и бортового содержаний полезных компонентов, минимальной мощности залежи при подсчете балансовых запасов и установлении технических условий на добываемое полезное ископаемое;

б) оперативно-производственном нормировании потерь и разубоживания на горнодобывающих предприятиях.

Настоящие "Типовые методические указания" предназначены для установления уровня потерь и разубоживания в проектах строительства рудников и карьеров и для технико-экономического нормирования потерь разубоживания в процессе производственной деятельности горнодобывающих предприятий.

1.3. Нормирование потерь и разубоживания твердых полезных ископаемых осуществляется с учетом горно-геологических и экономических условий разработки месторождений и базируется на технико-экономическом обосновании рационального уровня извлечения балансовых запасов из недр.

1.4. За нормативные потери и разубоживание полезного ископаемого принимается такой их уровень, который технически возможен и экономически оправдан при современном состоянии техники и технологии добычи и переработки полезных ископаемых.

1.5. "Типовые методические указания" по нормированию потерь и разубоживания твердых полезных ископаемых при добыче обязательны для всех министерств, ведомств, предприятий и организаций, осуществляющих проектирование горных работ и эксплуатацию месторождений твердых полезных ископаемых, а также для организаций, ведущих частичную (попутную) разработку этих месторождений при производстве геологоразведочных работ. Исключением являются предприятия, разрабатывающие месторождения общераспространенных полезных ископаемых, необходимость нормирования потерь и разубоживания на которых устанавливается специальным решением органов Госгортехнадзора СССР.

1.6. "Типовые методические указания" являются основой для разработки отраслевых инструкций по нормированию потерь и разубоживания, которые по согласованию с органами Госгортехнадзора СССР вводятся министерством (ведомством) в действие в качестве обязательного руководства для подведомственных горнодобывающих предприятий.

1.7. Нормативы потерь и разубоживания полезного ископаемого рассчитываются горным предприятием для каждого блока (выемочного участка), намечаемого к разработке, и по согласованию с местными органами Госгортехнадзора СССР утверждаются в установленном порядке. При изменении горно-геологических условий залежи в пределах разрабатываемого блока (участка), а также технико-экономических показателей добычи ранее установленные нормативы потерь и разубоживания должны быть пересмотрены и утверждены заново.

1.8. В соответствии с "Единой классификацией потерь твердых полезных ископаемых при разработке месторождений" потери разделяются на общешахтные (общерудничные, общекарьерные, общеприисковые) и эксплуатационные.

1.9. Эксплуатационные потери при подземной добыче полезного ископаемого зависят от системы разработки и ее параметров, а при открытой - от технологии и организации горных работ.

Нормированию подлежат потери неотбитого полезного ископаемого:

а) в целиках у подготовительных и нарезных выработок (междублоковые, междупанельные, междуэтажные целики);

б) в целиках внутри выемочного участка (блока, камеры, панели, столба, карьерного поля, дражного полигона);

в) в лежачем, висячем боках (в почве, кровле) по верхней и нижней границам контуров рудного тела, пласта, залежи;

г) между выемочными слоями, в подработанных частях залежи.

Нормируются также потери отбитого полезного ископаемого:

д) в подготовительных и очистных забоях при совместной выемке и смешивании с вмещающими породами;

е) в выработанном пространстве - от смешивания с обрушенными породами при выпуске, на лежачем боку (почве), на уступах, в закладке: на днище блока (магазина).

В необходимых случаях могут нормироваться также потери в местах погрузки, разгрузки, складирования, сортировки и на транспортных путях предприятия.

1.10. Плановые показатели потерь и разубоживания полезного ископаемого по руднику (карьеру, шахте или разрезу) устанавливаются в соответствии с планом развития горных работ на отчетный период и утвержденными нормативами потерь и разубоживания.

Если блок (участок) разрабатывается в течение нескольких периодов времени, то среднее значение плановых показателей потерь и разубоживания по блоку (участку) должно быть тождественно их нормативным значениям в том же контуре.

1.11. Контроль за соблюдением утвержденных нормативов потерь и разубоживания, а также за правильным отражением их в годовых технических отчетах и при списании погашенных балансовых запасов производится геолого-маркшейдерской службой и ОТК горного предприятия.

1.12. В проектах на строительство или реконструкцию горного предприятия необходимо устанавливать показатели потерь и разубоживания по выбранным системам подземной разработки и технологии открытых работ на основе методики экономической оценки последствий потерь.

1.13. Обязательным условием установления нормативных показателей является высокая достоверность оконтуривания залежи в пределах выемочного блока (участка), а также подсчетов балансовых запасов и содержания в них полезных компонентов.

2. ПРИНЦИПЫ И ОБЩЕМЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ

ПО НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ

ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО ПРИ ДОБЫЧЕ

2.1. Нормативы потерь и разубоживания, зависящие от системы и ее параметров или технологии и организации горных работ, устанавливаются для каждого выемочного блока (участка) с учетом его геологических, горнотехнических и экономических условий разработки.

При постоянстве геологических и горнотехнических условий разработки нормативы эксплуатационных потерь и разубоживания могут устанавливаться для более крупной части месторождения (этажа, панели, уступа).

2.2. Нормирование потерь и разубоживания полезного ископаемого заключается в определении их величин, которые для горно-геологических условий рассматриваемого блока (участка) соответствуют наиболее эффективному, с экономической точки зрения, варианту его разработки.

2.3. Нормативы потерь и разубоживания определяются на основе экономического сравнения технически возможных вариантов разработки с различными уровнями потерь и разубоживания; при этом отобранные варианты должны отвечать требованиям правил безопасности.

2.4. Для расчетов технически возможные варианты разработки устанавливаются для одного и того же контура балансовых запасов, подлежащих отработке.

Величина потерь и разубоживания в возможных вариантах разработки может изменяться за счет:

назначения различного браковочного содержания выдаваемого из блока (участка) полезного ископаемого;

изменения контура совместно отбиваемых полезных ископаемых и вмещающих пород;

различных способов изоляции закладки от проникновения в нее отбитого полезного ископаемого (системы разработки с закладкой);

изменения мероприятий по предотвращению проникновения вмещающих пород и их смешивания с полезным ископаемым (укрепление пород висячего и лежачего боков, применение перекрытий и т.д.);

применения искусственных целиков взамен различных целиков из полезного ископаемого;

специальных мероприятий по извлечению потерянных запасов в блоке (смыв рудной мелочи с лежачего бока залежи, проведение дополнительных выпускных выработок по лежачему боку, дополнительный выпуск разубоженных рудных масс и т.д.);

валовой или селективной выемки полезного ископаемого;

изменения параметров отдельных конструктивных элементов (размеров целиков и камер при камерно-столбовых системах разработки, размеров днища и его выпускных выработок при системах с обрушением руды и вмещающих пород, а также камерных системах с открытым очистным пространством или с магазинированием руды и др.).

2.5. Нормативы потерь и разубоживания полезного ископаемого при отобранных вариантах отработки блока (участка) могут определяться:

а) существующими в отраслях горнодобывающей промышленности различными расчетными методами прогнозирования потерь и разубоживания, хорошо зарекомендовавшими себя на практике;

б) непосредственным замером на геолого-маркшейдерских планах и разрезах теряемых объемов полезного ископаемого и прихватываемых пустых пород (или некондиционного полезного ископаемого);

в) на основе статистических данных, накопленных на горном предприятии, если потери и разубоживание невозможно определить указанными выше способами.

2.6. Уровень потерь в сравниваемых вариантах устанавливается в целом по блоку (участку) на основе потерь по отдельным их видам по формуле:

П + П + ... + П

1 2 n

п = ------------------, доли ед., (1)

где:

П , П , ..., П - теряемые запасы по видам потерь, т/куб. м;

1 2 n

Б - погашаемые балансовые запасы блока (участка), уточненные

по данным эксплуатационной разведки, т/куб. м.

Если содержание полезных компонентов в отдельных видах потерь

отличается от среднего содержания в погашаемых запасах блока,

уровень потерь в целом по блоку (участку) определяется по формуле:

П x с + П x с + ... + П x с

1 1 2 2 n n

п = ---------------------------------, доли ед., (2)

Б x с

где:

с , с , ..., с - содержание полезного компонента по видам

1 2 n

потерь, %;

с - среднее содержание полезного компонента в погашаемых

балансовых запасах блока (участка), %.

2.7. Величина разубоживания в сравниваемых вариантах

разработки блока (участка) определяется:

а) по содержанию полезных компонентов:

с - a

р = -----, доли ед., (3)

или

с - a

р = -----; (4)

с - b

б) по валовой ценности полезного ископаемого (для

многокомпонентных руд, стройматериалов):

Ц - Ц

б т

р = -------, доли ед., (5)

где:

с и a - содержание полезных компонентов соответственно в

погашаемых балансовых запасах и в добываемом полезном ископаемом

(% вес. или усл. ед.);

Ц и Ц - валовая ценность 1 т (куб. м) соответственно

т б

товарной (добытой) и балансовой руды, руб.;

в) по количеству разубоживающих пород:

В В

р = ----- = -, доли ед., (6)

А + В Д

где:

В - суммарное количество разубоживающих пород, совместно

извлекаемых с запасами полезного ископаемого блока (участка), т;

А - извлекаемые запасы полезного ископаемого из блока

(участка), т;

Д - количество добытого товарного полезного ископаемого

(рудной массы), т;

г) при обработке маломощных залежей:

(m - m ) x гамма

о ж п

р = -------------------------, (7)

m x гамма + m x гамма

ж р п п

где:

m - выемочная мощность, м;

m - мощность жилы, м;

m - мощность породного слоя, включенного в контур

эксплуатационного блока, м;

гамма , гамма - объемный вес руды и разубоживающих пород,

р п

т/куб. м.

2.8. В основу экономического сравнения вариантов разработки, необходимого для определения нормативов потерь и разубоживания, положены "Типовые методические указания по оценке экономических последствий потерь полезных ископаемых при разработке месторождений". При этом для нормирования потерь и разубоживания их экономические последствия допускается оценивать без учета фактора времени вследствие непродолжительной (не более 2 - 3 лет) отработки отдельного блока (участка).

2.9. Критерием оценки экономической эффективности сравниваемых вариантов разработки (системы, технологии) блока (участка) является величина прибыли Пр (чистого дохода) народного хозяйства или дифференциальной горной ренты R в расчете с единицы погашаемых балансовых запасов.

Прибыль следует определять по формуле:

Пр = Ц - С, руб., (8)

где:

Ц - ценность конечной продукции, извлекаемая из 1 т

погашаемых запасов полезного ископаемого, руб.;

Ц = Ц x К x И,

и б н

Ц - валовая ценность 1 т балансовых запасов (руб.),

определяется по прейскуранту оптовых цен на готовую конечную

продукцию Ц ;

для однокомпонентной руды:

Ц = 0,01 x с x Ц ;

б о

для многокомпонентных руд:

Ц = SUM 0,01 x с x Ц , (9)

б i=1 i оi

где:

с - содержание i-го компонента (даже если он и не извлекается

на данном предприятии) с ценой Ц , %;

оi

n - число полезных компонентов.

Для месторождений угля, стройматериалов и им подобных:

Ц = Ц ,

б о

с, с , с , ..., с - содержание соответствующих полезных

1 2 n

компонентов в 1 т погашаемых запасов полезного ископаемого;

К - коэффициент извлечения запасов недр при добыче;

И - коэффициент извлечения полезного компонента при

переработке добытого полезного ископаемого;

С - себестоимость добычи, транспортирования и переработки 1 т

полезного ископаемого, отнесенная к единице балансовых запасов.

Дифференциальная горная рента R определяется по формуле:

R = Ц' - С', (10)

и б

где Ц' - ценность конечной продукции, извлекаемая из 1 т

погашаемых запасов (руб.), определяемая на основе утвержденных для

данной отрасли замыкающих затрат Z на единицу продукции;

Ц' = Ц' x К x И; (11)

и б и

для однокомпонентных руд:

Ц' = 0,01 x с x Z; (12)

б 1

для многокомпонентных руд:

Ц' = 0,01 x с x Z + 0,01 x с x Z + ... + 0,01 x с x Z ;

б 1 1 2 2 n n

С' - сумма приведенных затрат на добычу, транспортирование,

переработку 1 т полезного ископаемого, отнесенная к единице

балансовых запасов.

Если затраты на разведку данного полезного ископаемого учтены

в затратах С, но не учтены в оптовых ценах Ц или замыкающих

затратах Z конечной продукции, то прибыль (ренту), определенную по

формуле (10), следует увеличить на величину затрат на разведку.

Если затраты на разведку учтены в оптовых ценах или замыкающих

затратах, но не учтены в себестоимости С, то из итогов по формуле

(10) следует вычесть затраты на разведку.

Затраты на разведку 1 т балансовых запасов З устанавливаются

по фактическим данным горнодобывающих отраслей. Они могут быть

подсчитаны также через известную по отрасли долю р затрат на

геологоразведочные работы в оптовой цене конечной продукции:

З = Ц x р. (13)

р о

2.10. Последовательность сравнения технико-экономических показателей возможных вариантов разработки блока (участка) для определения нормативов потерь и разубоживания приведена в таблице.

┌───────────────────┬──────┬─────────────────────────┬───────────┐

│ Показатели │Услов-│ Формулы для определения │Технико- │

│ │ные │показателей или источники│экономичес-│

│ │обо- │ их получения │кие показа-│

│ │значе-│ │тели по ва-│

│ │ния │ │риантам │

│ │ │ │разработки │

│ │ │ │блока │

│ │ │ │(участка) │

│ │ │ ├───┬───┬───┤

│ │ │ │ I │II │III│

├───────────────────┼──────┼─────────────────────────┼───┼───┼───┤

│Балансовые запасы │Б │Уточненные данные эксплу-│ │ │ │

│блока (участка), │ │атационной разведки │ │ │ │

│подлежащие погаше- │ │ │ │ │ │

│нию, т │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезно-│с │То же │ │ │ │

│го <*> компонента в│ │ │ │ │ │

│балансовых запасах,│ │ │ │ │ │

│% │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезных│b │ │ │ │ │

│компонентов в разу-│ │ │ │ │ │

│боживающих породах,│ │ │ │ │ │

│% │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ П │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │п = -; │ │ │ │

│ │ │ Б │ │ │ │

│ │ │П - количество теряемых │ │ │ │

│ │ │балансовых запасов по │ │ │ │

│ │ │сравниваемым вариантам │ │ │ │

│ │ │разработки │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ В │ │ │ │

│Отношение количест-│Л │Л = -; │ │ │ │

│ва примешиваемых │ │ Б │ │ │ │

│вмещаемых пород к │ │В - количество разубожи- │ │ │ │

│погашаемым балансо-│ │вающих пород по сравнива-│ │ │ │

│вым запасам │ │емым вариантам разработки│ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Количество добытого│Д │Д = Б (1 - п + Л) │ │ │ │

│полезного ископае- │ │ │ │ │ │

│мого, т │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезно-│ │ │ │ │ │

│го компонента в до-│ │ │ │ │ │

│бываемом полезном │ │ │ │ │ │

│ископаемом (%) при:│ │ │ │ │ │

│ │ │ Б x с (1 - п) │ │ │ │

│b = 0 │а │а = ------------- │ │ │ │

│ │ │ Д │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ Б (с - с x п + b x Л)│ │ │ │

│b не равно 0 │ │а = ---------------------│ │ │ │

│ │ │ Д │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ с - a с - a │ │ │ │

│Коэффициент │р │р = ----- или р = ----- │ │ │ │

│разубоживания │ │ с с - b │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ a │ │ │ │

│Коэффициент измене-│К │К = - │ │ │ │

│ния качества │ к │ к с │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ Д x Ц │ │ │ │

│ │ │ Д x a т │ │ │ │

│Коэффициент извле- │К │К = -----; К = ------, │ │ │ │

│чения запасов из │ н │ н Б x c н Б x П │ │ │ │

│недр │ │ б │ │ │ │

│ │ │где Ц - ценность 1 т │ │ │ │

│ │ │ т │ │ │ │

│ │ │товарного полезного │ │ │ │

│ │ │ископаемого │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность │Ц │Ц = 0,01 x с x Ц , │ │ │ │

│1 т балансовых за- │ б │ б о │ │ │ │

│пасов полезного ис-│ │где Ц - оптовая цена │ │ │ │

│копаемого, руб. │ │ о │ │ │ │

│ │ │единицы конечной продук- │ │ │ │

│ │ │ции │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извле- │И │По технологическим данным│ │ │ │

│чения полезного │ │переработки полезного │ │ │ │

│компонента при раз-│ │ископаемого │ │ │ │

│работке полезного │ │ │ │ │ │

│ископаемого │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая цен- │Ц │Ц = Ц x И x К │ │ │ │

│ность <*>, отнесен-│ и │ и б н │ │ │ │

│ная к 1 т погашае- │ │ │ │ │ │

│мых балансовых за- │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Суммарная себестои-│ │ │ │ │ │

│мость добычи С , │ │ │ │ │ │

│ д │ │ │ │ │ │

│транспортирования │ │ │ │ │ │

│С и переработки │ │ │ │ │ │

│ тр │ │ │ │ │ │

│С 1 т, руб.: │ │ │ │ │ │

│ пер │ │ │ │ │ │

│добытого полезного │С │С = С + С + С │ │ │ │

│ископаемого │ тов │ тов д тр пер │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ Д │ │ │ │

│погашаемых балансо-│С │С = - x С = │ │ │ │

│вых запасов │ │ Б тов │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ │(1 - п + Л) С │ │ │ │

│ │ │ тов │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+) или │Пр │Пр = Ц - С │ │ │ │

│убытки (-), отне- │ │ и │ │ │ │

│сенные к 1 т пога- │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых │ │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │ │

└───────────────────┴──────┴─────────────────────────┴───┴───┴───┘

--------------------------------

<*> Для многокомпонентного полезного ископаемого нормативные потери и разубоживание устанавливаются с учетом всех извлекаемых полезных компонентов.

2.11. Нормативы потерь в местах погрузки, разгрузки, складирования и сортировки, а также потерь на транспортных путях горного предприятия определяются на основе опытных работ и специально поставленных наблюдений. Вопрос о целесообразности определения нормативов этих потерь решается предприятием.

Методические рекомендации по нормированию потерь и разубоживания на подземных и открытых горных работах, а также примеры их расчета приведены в Приложениях 1 и 2.

Приложение 1

МЕТОДИЧЕСКИЕ РЕКОМЕНДАЦИИ

ПО НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ

ПОЛЕЗНОГО ИСКОПАЕМОГО НА ПОДЗЕМНЫХ ГОРНЫХ РАБОТАХ

Нормативы потерь и разубоживания для намечаемого к отработке блока (участка) рекомендуется устанавливать в следующей последовательности. Сначала применительно к горно-геологическим и горнотехническим условиям данного блока (участка) устанавливаются наиболее приемлемые варианты его отработки. Обычно в результате этой операции намечаются два-три варианта. Затем для каждого из отобранных вариантов определяются технико-экономические показатели, в том числе значения потерь и разубоживания, которые могут иметь место при отработке рассматриваемого блока (участка).

Далее сопоставлением технико-экономических показателей, полученных по вариантам, выявляется рациональный вариант, который принимается для отработки данного блока (участка), а его показатели потерь и разубоживания принимаются в качестве нормативных.

При определении потерь и разубоживания по вариантам рекомендуется использовать существующие методы прогнозирования показателей извлечения.

Для систем разработки с открытым очистным пространством, магазинированием руды, с закладкой, с закладкой и креплением очистного пространства потери и разубоживание по вариантам определяются построением на геолого-маркшейдерских планах и разрезах конструктивных элементов системы разработки и прямых замеров объемов извлекаемой и теряемой части полезного ископаемого и прихватываемых пород и некондиционных руд; для систем разработки с обрушением руды и вмещающих пород - с помощью существующих методов прогнозирования, основанных на теории выпуска.

Потери полезного компонента рассчитываются, если содержание его в рудных целиках и камерных запасах отличается от среднего содержания в погашаемых запасах блока. В этом случае величина запасов каждого элемента блока и погашаемых запасов умножается на соответствующие значения содержания в них полезного компонента.

Вопрос о целесообразности оставления в выработанном пространстве или извлечения запасов полезного ископаемого из целиков решается технико-экономическими расчетами. Затраты, связанные с выемкой целиков или заменой их искусственными целиками, включаются в себестоимость добычи 1 т полезного ископаемого сравниваемого варианта систем разработки. Коэффициенты потерь при извлечении запасов полезных ископаемых из камер, междукамерных целиков, потолочин и днищ, а также коэффициенты разубоживания, как правило, определяются опытным путем или на основе статистических данных, накопленных на горном предприятии. Если на руднике системы разработки применяются впервые, можно пользоваться данными, приведенными в табл. 1 - 5, но эти данные в дальнейшем должны быть уточнены.

Таблица 1

ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ

ПРИ ОТРАБОТКЕ КАМЕРНЫХ ЗАПАСОВ РУДЫ (ДОЛИ ЕД.)

┌──────────────────────────────┬────────────────┬────────────────┐

│ Способы отбойки │ Камеры, │Камеры, располо-│

│ │расположенные по│женные вкрест │

│ │ простиранию │простирания │

│ ├────────┬───────┼──────┬─────────┤

│ │ Потери │Разубо-│Потери│Разубожи-│

│ │ │живание│ │вание │

├──────────────────────────────┴────────┴───────┴──────┴─────────┤

│ Выпуск руды из камеры до обрушения целиков │

├──────────────────────────────┬────────┬───────┬──────┬─────────┤

│Мелкими шпурами: │ │ │ │ │

│а) залежь с углом падения │ │ │ │ │

│80 - 90°, с четкими и ровными │ │ │ │ │

│контактами: │ │ │ │ │

│ в открытых камерах │0,02 │0,05 │- │- │

│ в камерах-магазинах │0,04 │0,04 │- │- │

│ │ │ │ │ │

│б) залежь с углом падения │ │ │ │ │

│65 - 75° с четкими и ровными │ │ │ │ │

│контактами: │ │ │ │ │

│ в открытых камерах │0,04 │0,05 │- │- │

│ в камерах-магазинах │0,06 │0,05 │- │- │

│ │ │ │ │ │

│Штанговыми шпурами: │ │ │ │ │

│а) залежь с углом падения │ │ │ │ │

│80 - 90°, с четкими и ровными │ │ │ │ │

│контактами: │ │ │ │ │

│ в открытых камерах │0,03 │0,04 │0,03 │0,03 │

│ в камерах-магазинах │0,04 │0,04 │0,04 │0,03 │

│ │ │ │ │ │

│б) залежь с углом падения │ │ │ │ │

│65 - 70°, с четкими и ровными │ │ │ │ │

│контактами: │ │ │ │ │

│ в открытых камерах │0,04 │0,04 │0,05 │0,03 │

│ в камерах-магазинах │0,06 │0,04 │0,05 │0,03 │

│ │ │ │ │ │

│в) залежь с углом падения │0,05 │0,05 │- │- │

│до 45°, со слабоустойчивой │ │ │ │ │

│кровлей, открытые камеры │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Глубокими скважинами, послойно│0,07 <*>│ │ │ │

│или веерно расположенными │0,05 │0,05 │0,04 │0,04 │

│ │ │ │ │ │

│Минными зарядами │0,07 │0,09 │0,06 │0,06 │

├──────────────────────────────┴────────┴───────┴──────┴─────────┤

│ Выпуск замагазинированной руды после обрушения целиков │

│ (потолочных и междукамерных целиков) │

├──────────────────────────────┬────────┬───────┬──────┬─────────┤

│Штанговыми шпурами, пробурен- │0,15 <*>│ │ │ │

│ными из открытых камер │0,10 │0,08 │0,08 │0,05 │

│ │ │ │ │ │

│Глубокими скважинами, послойно│0,20 <*>│ │ │ │

│или веерно расположенными │0,12 │0,09 │0,10 │0,06 │

│ │ │ │ │ │

│Минными зарядами │0,22 <*>│ │ │ │

│ │0,15 │0,10 │0,13 │0,06 │

└──────────────────────────────┴────────┴───────┴──────┴─────────┘

--------------------------------

<*> Наибольшие значения потерь даны для залежей с углом падения 55 - 65°.

Таблица 2

ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ ПРИ ВЫЕМКЕ МЕЖДУКАМЕРНЫХ ЦЕЛИКОВ

МАССОВЫМ ОБРУШЕНИЕМ (ДОЛИ ЕД.)

┌─────────────────────┬───────────────────────┬──────────────────┐

│ Способ отбойки │ Потери │ Разубоживание │

│ ├───────────┬───────────┼────────┬─────────┤

│ │ по │ вкрест │по про- │вкрест │

│ │простиранию│простирания│стиранию│простира-│

│ │ │ │ │ния │

├─────────────────────┼───────────┼───────────┼────────┼─────────┤

│Скважинными зарядами │0,46 - 0,40│0,38 - 0,35│0,14 │0,12 │

│ │ │ │ │ │

│Минными зарядами │0,55 - 0,50│0,48 - 0,40│0,18 │0,15 │

│ │ │ │ │ │

│Совместное обрушение │0,40 │- │- │- │

│междукамерных целиков│ │ │ │ │

│и потолочины │ │ │ │ │

└─────────────────────┴───────────┴───────────┴────────┴─────────┘

Таблица 3

ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ ПРИ ВЫЕМКЕ МЕЖДУКАМЕРНЫХ ЦЕЛИКОВ

РАЗЛИЧНЫМИ ВАРИАНТАМИ СИСТЕМЫ ПОДЭТАЖНОГО ОБРУШЕНИЯ

(ДОЛИ ЕД.)

┌──────────────────────────────────────┬───────────┬─────────────┐

│Варианты системы подэтажного обрушения│ Потери │Разубоживание│

├──────────────────────────────────────┼───────────┼─────────────┤

│Камера над дучками при ширине целика: │ │ │

│ более 10 м │0,15 │0,06 - 0,10 │

│ до 10 м │0,20 │0,08 - 0,10 │

│ │ │ │

│Закрытый веер при ширине целика: │ │ │

│ более 10 м │0,20 │0,06 - 0,10 │

│ до 10 м │0,25 │0,08 - 0,12 │

│ │ │ │

│Вариант системы с гибким настилом │0,13 │0,06 - 0,08 │

└──────────────────────────────────────┴───────────┴─────────────┘

При системах разработки с обрушением руды и налегающих пород потери и разубоживание по вариантам определяются и рассчитываются с использованием теории выпуска руды.

Таблица 4

ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ РУДЫ ПРИ ВЫЕМКЕ ДНИЩ

(ДОЛИ ЕД.)

┌───────────────────────────────────────────┬──────┬─────────────┐

│ Способ выемки │Потери│Разубоживание│

├───────────────────────────────────────────┼──────┼─────────────┤

│Системой разработки подэтажным обрушением │0,22 │0,10 │

│Массовым обрушением скважинными зарядами │0,40 │0,13 │

└───────────────────────────────────────────┴──────┴─────────────┘

Таблица 5

ПОТЕРИ И РАЗУБОЖИВАНИЕ РУДЫ ПРИ ВЫЕМКЕ ПОТОЛОЧИН

МАССОВЫМ ОБРУШЕНИЕМ ДЛЯ ЗАЛЕЖЕЙ С УГЛОМ ПАДЕНИЯ

БОЛЕЕ 60° (ДОЛИ ЕД.)

┌────────────────────────┬─────────────────────────────┬─────────────────────────────┐

│Способ выемки потолочины│По простиранию и при мощности│ Вкрест простирания и при │

│ │ залежи │ мощности залежи │

│ ├──────────────┬──────────────┼──────────────┬──────────────┤

│ │ более 20 м │ менее 20 м │ более 20 м │ менее 20 м │

│ ├──────┬───────┼──────┬───────┼──────┬───────┼──────┬───────┤

│ │Потери│Разубо-│Потери│Разубо-│Потери│Разубо-│Потери│Разубо-│

│ │ │живание│ │живание│ │живание│ │живание│

├────────────────────────┼──────┼───────┼──────┼───────┼──────┼───────┼──────┼───────┤

│При массовом обрушении │ │ │ │ │ │ │ │ │

│независимо от междука- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мерного целика: │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ шпуровыми зарядами │0,35 -│0,12 │0,38 -│0,12 │- │- │- │- │

│ │0,30 │ │0,33 │ │ │ │ │ │

│ скважинными зарядами │0,45 │0,12 │0,47 │0,12 │0,42 │0,12 │0,44 │0,12 │

│ минными зарядами │0,53 │0,15 │0,55 │0,12 │0,50 │0,14 │0,52 │0,14 │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│При обрушении вместе с │ │ │ │ │ │ │ │ │

│междукамерными целиками:│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ скважинными зарядами │0,60 │0,15 │0,62 │- │0,58 │0,15 │0,60 │0,15 │

│ минными зарядами │0,66 │0,15 │0,67 │- │0,64 │0,15 │0,65 │0,15 │

└────────────────────────┴──────┴───────┴──────┴───────┴──────┴───────┴──────┴───────┘

При разработке блока (участка) с многостадийной выемкой потери по сравниваемым вариантам представляют собой сумму потерь по стадиям выемки. Нормативные потери и разубоживание устанавливаются в целом по блоку. Потери и разубоживание по стадиям выемки рационального варианта (по которому устанавливались нормативы по блоку) являются нормативными для этих стадий.

Ниже приведены примеры расчета нормативных потерь и разубоживания для блоков, отрабатываемых камерно-столбовой системой разработки и системой с обрушением руды и налегающих пород.

Пример расчета нормативных потерь и разубоживания

при отработке блока камерно-столбовой системой разработки

Исходные данные: балансовые запасы блока Б = 6540 т; мощность рудного тела m = 8 м; угол падения залежи альфа = 25 - 40°; объемный вес руды 2,64 т/куб. м; содержание полезного компонента в балансовых запасах 1,99%.

По горно-геологическим условиям залегания рудного тела для отработки данного блока можно применять три варианта камерно-столбовой системы разработки.

При первом варианте предохранительная рудная корка оставляется лишь в местах с неустойчивой кровлей, при втором - предохранительная рудная корка в кровле остается по всей площади камеры, при третьем - рудная корка не оставляется, кровля крепится штанговой крепостью (рис. 1 - здесь и далее рисунки не приводятся).

Определяем потери и разубоживание полезного ископаемого, которые могут иметь место при отработке данного блока каждым из намеченных вариантов камерно-столбовой разработки.

I вариант. При этом варианте системы разработки остаются в

недрах неизвлеченными: запасы в предохранительной корке П = 520

кор

т; запасы в круглых целиках П = 468 т; запасы в верхнем

цел

панельном целике П = 472 т; потери отбитой руды в камере

пан

П = 200 т определены на основании данных табл. 1.

отб

Запасы рудного целика нижнего панельного штрека извлекаются при отработке камерных запасов нижнего блока, поэтому в рассматриваемых вариантах в виде потерь не учитываются.

Потери определяем по формуле (1):

П + П + П + П

цел кор отб пан 468 + 520 + 200 + 472

п = ------------------------- x 100 = --------------------- x

Б 6540

1600

x 100 = ---- x 100 = 25%.

6540

Разубоживание р = 8% принимаем на основании опытных данных, накопленных на предприятии в результате применения указанного варианта отработки блоков. При отсутствии этих данных можно пользоваться данными табл. 1.

Количество добытой из данного блока рудной массы Д и содержание металла в ней a находим по формулам:

1 - п 1 - 0,25

Д = Б x ----- = 6540 x -------- = 5300 т;

1 - р 1 - 0,08

Б x с (1 - п) 6540 x 1,99 x (1 - 0,25)

a = ------------- = ------------------------ = 1,83%.

Д 5300

II вариант. По аналогии с приведенным расчетом по первому варианту определяем потери и разубоживание по второму и третьему вариантам. При этом варианте системы разработки остаются в недрах неизвлеченными запасы руды: 1190 т в рудной корке; 468 т в круглых целиках; 200 т отбитой руды в камере; 472 т в верхнем панельном целике; в нижнем панельном целике запасы будут извлечены при отработке нижележащей камеры; общие потери составят 2330 т, или 35,7%.

Разубоживание добытого полезного ископаемого при данном варианте системы разработки непосредственным замером определить невозможно. Поэтому коэффициент разубоживания принимается согласно табл. 1 равным 4%.

Добыто рудной массы 4390 т, содержание металла в добытой рудной массе 1,91%.

III вариант. При этом варианте разработки остаются в недрах неизвлеченными запасы руды: 468 т в круглых целиках; 200 т отбитой руды в камере; 472 т в целике верхнего панельного штрека; в целике нижнего панельного штрека запасы будут извлечены при отработке нижележащей камеры; общие потери составят 1140 т, или 17%.

Разубоживание р = 10% принимаем на основании опытных данных, накопленных на предприятии в результате применения указанного варианта отработки блоков.

Добыто рудной массы 6000 т, содержание металла в добытой рудной массе 1,79%.

Затраты на добычу по рассматриваемой системе разработки, транспортирование и переработку по каждому варианту берутся по фактическим данным рудника и обогатительной фабрики.

Сравнительные технико-экономические показатели вариантов представлены в табл. 6. Как видно из этой таблицы, отработка участка третьим вариантом (со штанговой крепью) дает максимальную прибыль. Данный вариант принимаем к отработке блока. Показатели потерь и разубоживания при этом варианте (п = 17%, р = 10%) являются нормативными для рассматриваемого блока.

Таблица 6

┌─────────────────────────┬─────────────────┬────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Технико-экономичес- │

│ │ обозначения и │кие показатели по │

│ │ формулы расчета │вариантам │

│ │ ├──────┬──────┬──────┤

│ │ │ I │ II │ III │

├─────────────────────────┼─────────────────┼──────┼──────┼──────┤

│Балансовые запасы, т │Б │6540 │6540 │6540 │

│ │ │ │ │ │

│Содержание полезного │с │1,99 │1,99 │1,99 │

│компонента в балансовых │ │ │ │ │

│запасах, % │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,25 │0,36 │0,17 │

│ │ │ │ │ │

│Коэффициент разубоживания│р │0,08 │0,04 │0,10 │

│ │ │ │ │ │

│ │ 1 - п │ │ │ │

│Количество добываемого │Д = Б x ----- │5300 │4390 │6000 │

│полезного ископаемого, т │ 1 - р │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │

│Содержание полезного │а = -------------│1,83 │1,91 │1,79 │

│компонента в добываемом │ Д │ │ │ │

│полезном ископаемом, % │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │

│Коэффициент извлечения │К = ----- │0,75 │0,64 │0,83 │

│полезного ископаемого │ н Б x с │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │

│ │К = 1 - п │ │ │ │

│ │ н │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 с x Ц │23,88 │23,88 │23,88 │

│балансовых запасов │ б о │ │ │ │

│полезного ископаемого, │ │ │ │ │

│руб. (Ц = 1200 руб.) │ │ │ │ │

│ о │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Извлечение полезного ком-│и │0,877 │0,880 │0,875 │

│понента при переработке │ │ │ │ │

│полезного ископаемого, │ │ │ │ │

│доли ед. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │15,60 │13,53 │17,24 │

│отнесенная к 1 т погашае-│ и б н │ │ │ │

│мых балансовых запасов, │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Суммарная себестоимость │С = С + С +│13,95 │13,95 │14,03 │

│добычи, транспортирования│ тов д тр │ │ │ │

│и переработки 1 т полез- │С │ │ │ │

│ного ископаемого, руб. │ пер │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Д │ │ │ │

│Суммарная себестоимость │С = - = С │11,30 │9,36 │12,86 │

│добычи, транспортирования│ б Б тов │ │ │ │

│и переработки, отнесенная│ │ │ │ │

│к 1 т погашаемых балансо-│ │ │ │ │

│вых запасов, руб. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Прибыль, отнесенная к 1 т│Пр = Ц - С │+4,30 │+4,17 │+4,38 │

│погашаемых балансовых │ и б │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │

└─────────────────────────┴─────────────────┴──────┴──────┴──────┘

Примеры расчета нормативных потерь и разубоживания

при выемке блока системой разработки с обрушением руды

и налегающих пород

При выемке блока системой разработки с обрушением сравниваемые варианты могут отличаться друг от друга количеством и качеством выпускаемой из блока руды.

Для расчета потерь и разубоживания при этой системе разработки необходимо использовать различные аналитические зависимости, основанные на теории выпуска, или графоаналитический метод.

Для первого примера взят блок со следующими параметрами:

балансовые запасы блока Б = 450000 т; длина блока l = 100 м;

высота этажа H = 50 м; высота обрушиваемого слоя h = 45 м;

расстояние между дучками S = 6,2 м; диаметр дучек d = 1,8 м; число

дучек N = 130; объемный вес руды гамма = 2 т/куб. м; объемный вес

вмещающих пород гамма = 1,8 т/куб. м; содержание металла в

балансовых запасах с = 2%, во вмещающих породах b = 0.

Последовательность расчета потерь и разубоживания по дозам

выпуска следующая.

1. Определяется объем чистой руды Q , выпускаемой из блока.

Для этого определяется:

а) критическая высота выпускаемого слоя h (рис. 2), на

кр

которой поверхность контакта руды и налегающих пород параллельна

плоскости днища, по формуле:

h = 3,3 (S - d), м,

кр

где:

S - расстояние между осями выпускных отверстий, м;

d - диаметр выпускных отверстий, м,

h = 3,3 x (6,2 - 1,8) = 14,5 м;

кр

б) коэффициент извлечения чистой руды из запасов, приходящихся

на одну дучку, по формуле:

0,476 - 1,57 x --

И = 1 - h x -----------------, доли ед.,

кр h

где:

r - радиус выпускного отверстия, м;

h - высота отбиваемого слоя, м;

0,92

0,476 - 1,57 x -----

6,2

И = 1 - 14,5 x -------------------- = 0,857;

в) объем руды в блоке, подлежащий выпуску из одного отверстия:

2 2

Q = h x S = 45 x 6,2 = 1730 кв. м.

Зная величины И и Q , находят искомый объем чистой руды Q по

б ч

формуле:

Q = И x Q = 0,857 x 1730 = 1480 куб. м.

ч б

2. Определяется объем выпущенной руды Q для расчета высоты

h , соответствующей началу разубоживания.

Расчетную высоту определяем по формуле:

h = 0,75 x h = 0,75 x 14,5 = 10,9 м.

1 кр

Зная h , находим величину Q по формуле:

1 1

1 3

Q = (---- + 0,85 d) , м;

1 2,73

10,9 3

Q = (---- + 0,85 x 1,8) = 170 куб. м.

1 2,73

Приняв последующую дозу выпуска равной 100 куб. м (дозу

выпуска лучше принимать равной сменному объему добычи), имеем:

Q = Q + 100 = 170 + 100 = 270 куб. м;

2 1

Q = Q + 100 = 270 + 100 = 370 куб. м;

3 2

Q = 470 куб. м; Q = 570 куб. м; Q = 670 куб. м;

4 5 6

Q = 770 куб. м; Q = 870 куб. м.

7 8

Зная объемы выпуска, находим соответствующие им высоты

эллипсоидов выпуска по формуле:

3 _

h = 2,73 (\/Q - 0,85 d), м;

2 2

3 ___

h = 2,73 (\/270 - 0,85 x 1,8) = 13,4 м.

Аналогично h = 15,4 м; h = 17 м; h = 18,4 м; h = 19,7 м;

3 4 5 6

h = 20,8 м; h = 21,8 м.

7 8

3. Определяется разубоживание руды в дозах выпуска. Для этого:

а) вычисляется объемное разубоживание в этих дозах по формуле:

3 h

р = 1 - ---------------------,

о 2 2

h + h x h + h

n n n+1 n+1

где h , h - высота эллипсоида выпуска разубоживания руды,

n n+1

соответствующая объемам Q и Q .

n n+1

Разубоживание в первой дозе выпуска равно нулю, поэтому

определяем его для второй и следующих доз:

2 x 10,9

р = 1 - --------------------------- = 0,428;

о 2 2

2 13,4 + 13,4 x 15,4 + 15,4

аналогично р = 0,548; р = 0,620; р = 0,672; р = 710;

о3 о4 о5 о6

р = 737; р = 0,761;

о7 о8

б) определяется весовое разубоживание для каждой дозы по

формуле:

гамма

р = р x ---------,

вn о гамма

р.мn

где гамма - объемный вес рудной массы в n-й дозе выпуска:

р.мn

гамма = гамма x р + гамма (1 - р ).

р.мn n оn р оn

Объемный вес рудной массы во второй и последующих дозах

выпуска составит:

гамма = 1,8 x 0,428 + 2 x (1 - 0,428) = 1,91 т/куб. м;

р.м2

аналогично гамма = 1,89 т/куб. м; гамма = 1,88

р.м3 р.м4

т/куб. м; гамма = 1,87 т/куб. м; гамма = 1,85 т/куб. м;

р.м5 р.м6

гамма = 1,86 т/куб. м.

р.м7

Весовое разубоживание во второй и последующих дозах выпуска

составит:

1,8

р = 0,428 x ---- = 0,404;

в2 1,91

аналогично р = 0,522; р = 0,594; р = 0,647; р = 0,687;

в3 в4 в5 в6

р = 0,713; р = 740.

в7 в8

4. Определяется содержание металла в дозах выпуска по формуле:

a = с - р x (с - b).

n вn

Содержание металла в первой дозе выпуска a равно балансовому,

поэтому сразу определяем содержание во второй и последующих дозах

выпуска:

a = 2 - (2 - 0) x 0,404 = 1,19%;

аналогично a = 0,93%; a = 0,82%; a = 0,7%; a = 0,62%;

3 4 5 6

a = 0,58%; a = 0,52%.

7 8

Для проведения технико-экономического анализа эксплуатации

блока все стадии по выпуску руды представим в виде нескольких

вариантов.

За первый вариант отработки принимается выпуск чистой руды.

Объем добычи руды при этом варианте:

Д = Q x гамма x N = 1480 x 2 x 130 = 269500 т.

I ч р.мI

Для второго и следующих вариантов объем добычи определяется по

формуле:

Д = Д + Q x гамма x N, т,

i i-1 р.мn

где Q - принятая доза выпуска (Q = 100 куб. м);

Д = 269500 + 100 x 1,91 x 130 = 294330 т;

Д = 318350 т; Д = 343250 т; Д = 367550 т;

III IV V

Д = 391720 т; Д = 415890 т; Д = 439960 т.

VI VII VIII

Содержание металла в руде по вариантам определяется по

формуле:

a' x Д + a x Q x гамма x N

i-1 i-1 n р.мn

a' = ------------------------------------,

i Д

где a' - содержание полезного компонента в руде предыдущего

i-1

варианта, % (содержание для первого варианта равно содержанию в

чистой, балансовой руде, т.е. a' = 2%);

2 x 269500 + 1,19 x 100 x 1,91 x 130

a' = ------------------------------------ = 1,93%;

II 294300

аналогично a' = 2,86%; a' = 1,79%; a' = 1,72%; a' = 1,65%;

III IV V VI

a' = 1,56%; a' = 1,5%.

VII VIII

Затраты на добычу, транспортирование и переработку рудной массы по каждому варианту берутся по фактическим данным рудника (по рассматриваемой системе разработки) и обогатительной фабрики.

Нормативные потери по блоку приведены в табл. 7.

Таблица 7

НОРМАТИВНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ

ПРИ ОТРАБОТКЕ БЛОКА СИСТЕМОЙ С ОБРУШЕНИЕМ

┌───────────────────────┬─────────────────┬───────────────────────────────────────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Значения технико-экономических показателей по вариантам│

│ │ обозначения ├──────┬──────┬──────┬──────┬──────┬──────┬──────┬──────┤

│ │и формулы расчета│ I │ II │ III │ IV │ V │ VI │ VII │ VIII │

├───────────────────────┼─────────────────┼──────┼──────┼──────┼──────┼──────┼──────┼──────┼──────┤

│Балансовые запасы, │Б │450 │450 │450 │450 │450 │450 │450 │450 │

│тыс. т │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезного │с │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │

│компонента в балансовых│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│запасах, % │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,401 │0,370 │0,342 │0,318 │0,296 │0,280 │0,272 │0,267 │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент разубожива-│р │0 │0,035 │0,070 │0,105 │0,139 │0,172 │0,220 │0,250 │

│ния │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемого │Д │269,5 │294,3 │318,8 │343,2 │267,6 │391,7 │415,9 │440,0 │

│полезного ископаемого, │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│тыс. т │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезного │a │2,0 │1,93 │1,86 │1,79 │1,72 │1,65 │1,56 │1,50 │

│компонента в добываемом│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│полезном ископаемом, % │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения │К = ----- │0,599 │0,630 │0,658 │0,682 │0,704 │0,720 │0,722 │0,733 │

│полезного ископаемого │ н Б x с │ │ │ │ │ │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 x с x │38 │38 │38 │38 │38 │38 │38 │38 │

│балансовых запасов по- │ б │ │ │ │ │ │ │ │ │

│лезного ископаемого, │Ц │ │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. (Ц = 1900 руб.) │ о │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ о │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлечение полезного │и │0,880 │0,880 │0,878 │0,878 │0,877 │0,876 │0,874 │0,871 │

│компонента при перера- │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ботке полезного ископа-│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│емого, доли ед. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │20,03 │21,07 │22,01 │22,75 │23,46 │23,97 │24,09 │24,26 │

│отнесенная на 1 т пога-│ и б н │ │ │ │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых запа-│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│сов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Суммарная себестоимость│С = С + С +│9,28 │9,21 │9,14 │9,06 │8,93 │8,90 │8,87 │8,81 │

│добычи, транспортирова-│ тов д тр │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ния и переработки 1 т │С │ │ │ │ │ │ │ │ │

│полезного ископаемого, │ пер │ │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ тов │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Суммарная себестоимость│С = -------- │5,57 │6,02 │6,48 │6,92 │7,30 │7,73 │8,18 │8,61 │

│добычи, транспортирова-│ б Б │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ния, отнесенная на 1 т │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│погашаемых балансовых │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесенная│Пр = Ц - С │+14,46│+15,05│+15,53│+15,83│+16,16│+16,24│+15,91│+15,65│

│на 1 т погашаемых ба- │ и б │ │ │ │ │ │ │ │ │

│лансовых запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

└───────────────────────┴─────────────────┴──────┴──────┴──────┴──────┴──────┴──────┴──────┴──────┘

Как видно из табл. 7, максимальная прибыль получена при VI варианте отработки блока (16,24 руб.). Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемого блока будут: п = 13%; р = 17,2%.

Для второго примера взят блок с балансовыми запасами 300000 т,

содержание полезного компонента (свинца) в них 1,8%, содержание

металла во вмещающих породах в = 0, объемный вес руды гамма = 2

т/куб. м, объемный вес вмещающих пород гамма = 1,8 т/куб. м.

При использовании графоаналитического метода потери и разубоживание по возможным вариантам блока определяются с помощью графической зависимости, построенной по результатам наблюдений за изменением качества полезного ископаемого, выпускаемого через выработки под обрушенными породами, в зависимости от количества извлеченной горной массы.

Этот график строится следующим образом. На оси абсцисс

откладывается количество выпускаемой из блока руды по дозам

выпуска (Q , Q , Q , ..., Q ). Вверх по оси ординат откладывается

1 2 3 n

разубоживание, а вниз по той же оси - содержание полезного

компонента, соответствующее дозам выпуска, и строятся кривые

изменения разубоживания (точки 1, 2, 3...) и содержания (точки 1',

2', 3'...) в зависимости от объема выпущенной руды (рис. 3). Такой

график может быть использован только для определения потерь и

разубоживания при отработке блоков с аналогичными параметрами.

Как видно из графика, объем чистой руды Q , выпущенной из

блока, составляет 90000 куб. м. Этот объем руды соответствует

первой дозе выпуска, т.е. Q = Q . Последующие дозы выпуска (Q ,

1 ч 2

Q , ..., Q ) при отработке блока приняты равными 13000 куб. м.

3 n

Для экономического анализа эксплуатации блока все стадии по

выпуску руды представим в виде нескольких вариантов. За первый

вариант отработки примем выпуск чистой руды. Объем добычи руды при

этом варианте (см. рис. 3):

Д = Q x гамма , т,

I ч р

где Q - объем чистой руды, выпускаемой из блока, определяется

по графику выпуска (Q = 90000 куб. м);

Д = 90000 x 2 = 180000 т.

Для второго и следующих вариантов добычу определяем по

формулам:

Д = Д + Q x гамма ;

II I р.мII

Д = Д + Q x гамма ;

III II р.мIII

Д = Д + Q x гамма ,

n n-1 р.мn

где:

Q - принятая доза выпуска, равная 13000 куб. м;

гамма - объемный вес горной массы в n-й дозе выпуска,

р.мn

определяемый по формуле:

гамма x V + гамма x V

п пn р рn

гамма = ---------------------------, т/куб. м,

р.мn V + V

пn рn

где V , V - объем пород и объем руды в n-й дозе выпуска

пn рn

(определяется по графику), куб. м.

Таким образом, добыча во втором и последующих вариантах

составит:

Д = 180000 + 13000 x 1,91 = 204800 т;

аналогично Д = 229400; Д = 253800 т; Д = 278100 т;

III IV V

Д = 302300 т; Д = 326500 т; Д = 350500 т; Д = 374400 т.

VI VII VIII IX

Разубоживание в сравниваемых вариантах определяем через

разубоживание в дозах выпуска, которое принимаем по графику: для

первой дозы Q , равной 90000 куб. м, разубоживание р = 0; для

1 1

последующих доз Q , Q , ..., Q разубоживание составит (см. рис.

2 3 i

3): р = 0,404; р = 0,522; р = 594; р = 0,647; р = 0,687; р =

2 3 4 5 6 7

0,713; р = 0,740; р = 0,763.

8 9

Зная разубоживание в дозах выпуска, а также значение добытой

рудной массы по сравниваемым вариантам, находим разубоживание для

этих вариантов.

Разубоживание руды, добытой при первом варианте, р' = 0.

Разубоживание руды, добытой при втором и последующих вариантах,

находим по формулам:

р' x Д + Q x гамма x р

I I р.мII II

р' = ------------------------------;

II Д

р' x Д + Q x гамма x р

II II р.мIII III

р' = ----------------------------------;

III Д

III

р' x Д + Q x гамма x р

i-1 i-1 р.мi i

р' = --------------------------------,

i Д

где р' - разубоживание руды при i-варианте, %.

Разубоживание руды в первом сравниваемом варианте равно нулю.

Разубоживание во втором и последующих вариантах составит:

0 + 13000 x 1,9 x 0,404

р' = ---------------------- = 0,049 = 4,9%;

II 204800

0,49 x 204800 + 1300 x 1,89 x 0,522

р' = ----------------------------------- = 0,099 = 9,9%;

III 229400

аналогично р' = 14,7%; р' = 19,1%; р' = 23,1%; р' =

IV V VI VII

26,7%; р' = 29,9%; р' = 32,7%.

VIII IX

Содержание полезного компонента в горной массе по сравниваемым

вариантам определяем по формуле:

a = с (1 - р ), %.

i i

Тогда a = 0,018 x (1 - 0) = 1,8%; a = 0,018 x (1 - 0,049) =

I II

1,7; аналогично a = 1,62; a = 1,54; a = 1,45; a = 1,38;

III IV V VI

a = 1,31; a = 1,28; a = 1,21%.

VII VIII IX

Потери при сравниваемых вариантах определяем по формуле:

п = Б - Д (1 - р ).

Таким образом, потери при первом варианте отработки составят

п = 300000 - 180000 x 1 = 120000 т, или 40%.

При втором варианте:

п = 300000 - 204800 x (1 - 0,049) = 105235, или 35,1%;

аналогично п = 31,1%; п = 27,8%; п = 25%; п = 22,5%;

III IV V VI

п = 20,2%; п = 18,1%; п = 16%.

VII VIII IX

Результаты определения нормативных потерь по блоку даны в табл. 8.

Таблица 8

┌──────────────────────┬─────────────────┬─────────────────────────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Значения технико-экономических показате- │

│ │ обозначения │лей по вариантам │

│ │и формулы расчета├─────┬─────┬─────┬─────┬─────┬─────┬─────┤

│ │ │ I │ II │ III │ IV │ V │ VI │ VII │

├──────────────────────┼─────────────────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┤

│Балансовые запасы, │Б │300 │300 │300 │300 │300 │300 │300 │

│тыс. т │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезного │с │1,8 │1,8 │1,8 │1,8 │1,8 │1,8 │1,8 │

│компонента в балансо- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│вых запасах, % │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,400│0,351│0,311│0,278│0,250│0,225│0,202│

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент разубожи- │р │0 │0,05 │0,10 │0,144│0,194│0,233│0,272│

│вания │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемого│Д │180 │204,8│229,4│253,8│278,1│302,3│326,5│

│полезного ископаемого,│ │ │ │ │ │ │ │ │

│тыс. т │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание полезного │a │1,8 │1,71 │1,62 │1,54 │1,45 │1,38 │1,31 │

│компонента в добывае- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мом полезном ископае- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мом, % │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│К = ----- │0,600│0,649│0,689│0,724│0,747│0,773│0,792│

│полезного ископаемого │ н Б x с │ │ │ │ │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 x с x │21,6 │21,6 │21,6 │21,6 │21,6 │21,6 │21,6 │

│балансовых запасов по-│ б │ │ │ │ │ │ │ │

│лезного ископаемого, │Ц │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. (Ц = 1200 руб.) │ о │ │ │ │ │ │ │ │

│ о │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлечение полезного │и │0,880│0,879│0,878│0,876│0,874│0,871│0,866│

│компонента при перера-│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ботке полезного иско- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│паемого, доли ед. │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │11,40│12,32│13,07│13,70│14,10│14,54│14,81│

│отнесенная к 1 т пога-│ и б н │ │ │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Суммарная себестои- │С = С + С +│8,16 │8,11 │8,06 │8,01 │7,92 │7,90 │7,88 │

│мость добычи, транс- │ тов д тр │ │ │ │ │ │ │ │

│портирования и пере- │С │ │ │ │ │ │ │ │

│работки 1 т полезного │ пер │ │ │ │ │ │ │ │

│ископаемого, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д │ │ │ │ │ │ │ │

│Суммарная себестои- │С = - x С │4,90 │5,54 │6,17 │6,78 │7,34 │7,96 │8,57 │

│мость добычи, транс- │ б Б тов │ │ │ │ │ │ │ │

│портирования и перера-│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ботки, отнесенная к 1 │ │ │ │ │ │ │ │ │

│т погашаемых балансо- │ │ │ │ │ │ │ │ │

│вых запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+) или убытки│Пр = Ц - С │+6,50│+6,78│+6,90│+6,92│+6,76│+6,58│+6,24│

│(-), отнесенные к 1 т │ и б │ │ │ │ │ │ │ │

│погашаемых балансовых │ │ │ │ │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │

└──────────────────────┴─────────────────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┘

Как видно из табл. 8, максимальная прибыль получена при четвертом варианте отработки блока (6,92 руб.). Следовательно, нормативные показатели для рассматриваемого блока п = 15,4%, р = 14,4%.

Пример расчета нормативных потерь применительно

к условиям разработки участка угольного пласта

Нормативные потери определялись применительно к условиям отработки участка пласта Садового шахты им. Дзержинского (Кузбасс) мощностью 2,5 м и углом падения 63 - 66°. Длина выемочного участка по простиранию 145 м.

При определении нормативного уровня потерь и качества сравниваемых вариантов отработки участка сравнивались две системы разработки - длинными столбами по простиранию (I вариант) и щитами (II вариант).

Потери по сравниваемым системам разработки определялись конструктивным методом. Исходными материалами служили данные эксплуатационной разведки, маркшейдерские планы и разрезы.

Геологические запасы выемочного участка определялись по формуле:

Б = L x H x m x гамма,

где:

L - длина выемочного участка по простиранию, м (L = 370 м);

H - наклонная высота выемочного участка, м (H = 132 м);

m - мощность пласта, м (m = 2,5 м);

гамма - объемный вес угля, т/куб. м (гамма = 1,3 т/куб. м).

Таким образом:

Б = 370 x 132 x 2,5 x 1,3 = 159000 т.

I вариант. Потери угля складываются из потерь в целиках над параллельными и основными штреками, в целике у шурфа, профилактическом целике и целике над квершлагом (рис. 4).

1. Потери угля в целиках над параллельными штреками определяются по формуле:

V = L x h x m x гамма x n - d,

п.ш

где:

h - наклонная высота целика над параллельным штреком, м (h = 4

м);

n - число параллельных штреков (n = 2);

d - добыча угля из печей;

d = К x h x S x гамма, т,

К - общее число печей в целиках над параллельными штреками (К

= 140);

S - поперечное сечение печи, кв. м (S = 1 кв. м).

Тогда,

V = 370 x 4 x 2,5 x 1,3 x 2 - 140 x 4 x 1 x 1,3 = 8900 т.

п.ш

2. Потери угля в целиках над основными штреками:

V = 370 x 5 x 2,5 x 1,3 - 100 x 5,7 x 1 x 1,3 = 5400 т.

о.ш

3. Потери угля в целике у шурфа при ширине целика по

простиранию 8 м в наклонной высоте 132 м за вычетом общей высоты

семи штреков, равной 16 м (четыре штрека высотой 2,5 м и три

штрека высотой 2 м):

V = 8 x 116 x 2,5 x 1,3 = 3200 т.

шф

4. Потери угля в профилактическом целике:

V = 5 x 132 x 2,5 x 1,3 = 2140 т.

п.ц

5. Потери в целике над квершлагом (см. рис. 4):

V = 17 x 12 x 2,5 x 1,3 = 700 т.

кв

Таким образом, общие потери угля при I варианте составят:

п = 8900 т + 3200 т + 5400 т + 2100 т + 700 т = 20400 т, или 12,8%.

II вариант. Потери угля при щитовой системе разработки складываются из потерь в межщитовых целиках, в пачке угля толщиной 0,5 м, оставляемой в кровле пласта при подвигании щита, в целиках над параллельными штреками, в профилактическом целике, в целике над квершлагом и в целике шурфа (см. рис. 4).

Целик над основным штреком при отработке участка щитовой системой разработки не оставляется. Посадка щита производится непосредственно на крепь штрека.

1. Потери угля в межщитовых целиках определялись по формуле:

V = l x h x m x гамма x n,

м.ц

где:

l - ширина межщитового целика, м (l = 2 м);

h - наклонная высота межщитового целика на всю высоту этажа, м (h = 116 м);

n - число межщитовых целиков (n = 11).

Тогда:

V = 2 x 116 x 2,5 x 1,3 x 11 = 8300 т.

м.ц

2. Потери в пачке угля, оставляемой в кровле пласта:

V = l x h x m x n x гамма,

пач i 1

где:

l - общая длина щитового перекрытия по простиранию:

l = b x n,

b - длина щитового перекрытия, м (b = 30 м);

n - число щитов (n = 11);

h - расстояние подвигания щита при отработке всего этажа;

h = H - (16 м + 6 м) = 110 м,

H - наклонная высота выемочного участка по падению, м (H = 132

м);

16 м - общая высота семи штреков (см. рис. 4);

6 м - наклонная высота двух целиков по 3 м, составляемых над

параллельными штреками, щит не доходит до них на 3 м.

Тогда:

V = 330 x 110 x 0,5 x 1,3 = 23600 т.

пач

3. Потери угля в целиках над параллельными штреками:

V = (L x h x m x гамма - d) n ,

п.ш 2 3

где:

h - высота целика над параллельными штреками при работе

щитами (h = 3 м);

d - добыча при проходе печей, т;

d = h x S x гамма x n ,

3 i 2

h - высота печи, пройденной в целике над параллельным

штреком;

h = h = 3 м;

3 2

S - сечение печи, кв. м (S = 2,25 кв. м);

i i

n - общее число печей над штреками;

n - число параллельных штреков (n = 2).

3 3

Тогда:

V = (370 x 3 x 2,5 x 1,3 - 3 x 2,25 x 1,3 x 55) x 2 =

п.ш

= 6000 т.

4. Потери угля в целиках профилактическом, над квершлагом и у шурфа те же, что и при варианте I, т.е. соответственно равны 2140, 700 и 3200 т, или всего 6000 т.

Тогда общие потери угля в недрах при II варианте составят:

п = 8300 т + 23600 т + 6000 т = 43900 т, или 27%.

Величина зольности угля в балансовых запасах взята по данным эксплуатационной разведки. Зольность в добытом угле определялась по статистическим данным отработки пласта Садового при применении щитовой системы разработки и длинных столбов по простиранию. Как правило, при щитовой системе разработки зольность на 2,0 - 2,5% ниже, чем при работе длинными столбами.

расчет технико-экономических показателей по вариантам для условий отработки угольных месторождений имеет некоторые особенности.

За величину Ц следует принимать оптовую цену 1 т угля, по

которой шахта ведет расчет с потребителями. В примере цена 1 т

угля марки К (коксующийся) установлена в размере 11,62 руб. при

зольности 15,1%. При снижении (увеличении) зольности на 1% цена

повышается (снижается) на 3%, или на 0,35 руб. Таким образом, Ц =

Ц = 11,62 руб.

Определяем извлекаемую валовую товарную ценность по вариантам

с учетом качества добываемого угля.

Зольность угля при I варианте З = 18,6%, т.е. на 3,5% выше

зольности, при которой определена величина Ц = Ц = 11,62.

о б

Следовательно, величина Ц будет на 0,35 x 3,5 = 1,22 руб. меньше

Ц , т.е. Ц = 11,62 - 1,22 = 10,4 руб.

б тI

Зольность угля, добываемого при II варианте, З = 16,6%, т.е.

на 1,5% ниже исходной зольности, при которой определена величина

Ц = 11,62 руб. Поэтому Ц = 11,62 - (0,35 x 1,5) = 11,09 руб.

о тII

Сравнительные технико-экономические показатели рассматриваемых вариантов приведены в табл. 9.

Таблица 9

┌──────────────────────────┬────────────────┬────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Значения технико- │

│ │ обозначения и │экономических пока- │

│ │формулы расчета │зателей по вариантам│

│ │ ├─────────┬──────────┤

│ │ │ I │ II │

├──────────────────────────┼────────────────┼─────────┼──────────┤

│Балансовые запасы, т │Б │159000 │159000 │

│ │ │ │ │

│Зольность угля в балансо- │З │16,6 │16,6 │

│вых запасах, % │ б │ │ │

│ │ │ │ │

│Зольность добываемого │З │18,6 │16,6 │

│угля, % │ д │ │ │

│ │ │ │ │

│Коэффициент засорения │К │0,08 │- │

│ │ з │ │ │

│ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,128 │0,27 │

│ │ │ │ │

│ │ (1 - п) │ │ │

│Количество добытого угля, │Д = Б x --------│151050 │116070 │

│т │ (1 - К )│ │ │

│ │ з │ │ │

│ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения по-│К │0,95 │0,73 │

│лезного ископаемого из │ н │ │ │

│недр │ │ │ │

│ │ │ │ │

│Товарная ценность 1 т │Ц │10,4 │11,09 │

│добытого угля, руб. │ т │ │ │

│ │ │ │ │

│Товарная ценность, отне- │Ц │10,4 x │11,09 x │

│сенная к 1 т погашенных │ т.б │0,95 = │0,73 = │

│балансовых запасов, руб. │ │9,88 │8,09 │

│ │ │ │ │

│Себестоимость добычи 1 т │С │3,06 │2,03 │

│угля, руб. │ д │ │ │

│ │ │ │ │

│ │ Д │ │ │

│Себестоимость добычи, от- │С = С x - │2,91 │1,81 │

│несенная к 1 т погашенных │ б д Б │ │ │

│балансовых запасов │ │ │ │

│ │ │ │ │

│Прибыль, отнесенная к 1 т │Пр = Ц - С │6,97 │6,28 │

│погашенных балансовых │ т.б │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │

└──────────────────────────┴────────────────┴─────────┴──────────┘

При благоприятных горно-геологических условиях щитовая система разработки высокопроизводительна, при ее применении достигается низкая себестоимость добытого угля. Однако, как показали расчеты, выбор системы разработки с учетом экономических данных потерь угля показывает, что иногда следует отдать предпочтение системе менее производительной, с более высокой себестоимостью 1 т добываемого угля, но дающей большую прибыль от эксплуатации участка. В нашем случае к применению была рекомендована система разработки длинными столбами по простиранию с обрушением кровли.

Приложение 2

МЕТОДИЧЕСКИЕ РЕКОМЕНДАЦИИ

ПО НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ И РАЗУБОЖИВАНИЯ ПОЛЕЗНОГО

ИСКОПАЕМОГО НА ОТКРЫТЫХ ГОРНЫХ РАБОТАХ

На открытых горных работах нормированию подлежат:

потери неотбитого полезного ископаемого в почве или лежачем боку залежи, в целиках внутри выемочного участка;

потери отбитого полезного ископаемого при выемке вмещающих пород в подготовительных выработках, с породами или некондиционным полезным ископаемым в очистных забоях при селективной разработке блока (участка), оставленного в почве или лежачем боку залежи, а также в местах погрузки, разгрузки, складирования и сортировки;

разубоживание от примешивания пустых пород или некондиционного полезного ископаемого при добыче с целью снижения потерь погашаемых балансовых запасов.

Вопрос о целесообразности снижения потерь за счет разубоживания, и наоборот, в каждом конкретном случае решается сопоставлением технико-экономических показателей возможных вариантов ведения горных работ в приконтактных зонах блока (участка).

Сравниваемые варианты должны отличаться как размерами потерь и разубоживания, так и их соотношением, т.е. в одних вариантах потери выше, чем разубоживание, а в других - наоборот. Достигается это за счет изменения границ навлекаемых балансовых запасов и прихватываемых вмещающих пород, а также технологии основных производственных процессов.

На пологопадающих месторождениях потери представляют собой слой теряемого полезного ископаемого, а разубоживание - примешиваемых вмещающих пород по всей площади блока (участка) при зачистке кровли и почвы залежи.

При использовании на вскрышных и добычных работах роторных экскаваторов потери и разубоживание полезного ископаемого на контактах с вмещающими породами зависят от положения роторного колеса и величины подачи ротора на забой, т.е. от толщины срезаемой полосы.

При разработке залежей наклонного падения и производстве горных работ механическими лопатами потери и разубоживание образуются за счет создания горизонтальных площадок, необходимых для нормальной работы экскаваторов. Если же применяют экскаваторы типа драглайнов, то потери и разубоживание образуются так же, как и на пологопадающих месторождениях, в виде слоя.

При крутом падении залежей потери и разубоживание зависят в основном от технологии ведения горных работ на контактах залежи (в приконтактных зонах) и обычно представляют "треугольники" теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород.

Размеры потерь и разубоживания в зависимости от характера их образования определяются различными способами. Потери в виде слоя на всей площади определяются непосредственно опытным путем. Потери в виде треугольников определяются по замерам на геолого-маркшейдерской документации или расчетами по соответствующим формулам. Обязательным условием достоверности определения потерь и разубоживания в этом случае является уточнение контактов залежи и содержания полезных компонентов в погашаемых балансовых запасах по данным эксплуатационной разведки.

В практике эксплуатации месторождений полезных ископаемых разрабатываются залежи самой разнообразной формы и геологического строения. Однако в пределах уступа они могут быть подразделены на блоки (участки) простого и сложного строения.

Простые блоки (участки) характеризуются однородным строением и не содержат существенных включений пустых пород и некондиционного полезного ископаемого. Их разработка всегда ведется валовым способом выемки по всей мощности залежи.

Сложные блоки (участки) характеризуются неоднородным строением и содержат наряду с кондиционным полезным ископаемым некондиционные сорта, а также прослойки или включения пустых пород. В этом случае целесообразна селективная выемка кондиционного и некондиционного полезного ископаемого и пустых пород.

При разработке месторождений, сложенных скальными породами, валовая выемка наиболее проста и обеспечивает высокую производительность труда. Тем не менее из-за значительного разубоживания полезного ископаемого нормативные показатели необходимо определять технико-экономическим обоснованием возможных вариантов разработки валового и селективного способов выемки.

При валовой выемке потери по сравниваемым вариантам определяются только по контакту залежи, а примешивание вмещающих пород - по контакту залежи и прослоям и включениям, находящимся внутри блока (участка).

При селективной выемке потери и примешивание вмещающих пород определяются по сравниваемым вариантам ведения горных работ в приконтактных зонах как залежи, так и селективно вынимаемых прослоев и включений пустых пород и некондиционного полезного ископаемого, находящихся внутри блока (участка).

В зависимости от геометрической формы залежь на геолого-маркшейдерских планах может быть разделена на блоки или участки.

Блок - это произвольная часть залежи с относительно выдержанными (прямолинейными) контактами по простиранию, в пределах которой возможно выделение представительного сечения.

Участок - это произвольная часть залежи со сложной конфигурацией контактов по простиранию, в пределах которой невозможно выделение представительного сечения.

Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам по блоку определяются через отношение площади теряемого полезного ископаемого и примешиваемых пород к площади полезного ископаемого блока, а по участку - через отношение количества теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород к количеству погашаемых балансовых запасов этого участка.

Под примешиванием вмещающих пород следует понимать примешивание к полезному ископаемому в процессе его добычи пустых пород и некондиционного полезного ископаемого как по контакту залежи, так и внутри эксплуатационного блока (участка).

Контакты залежи, а также прослоев и включений в пределах рассматриваемого блока (участка) могут иметь между собой согласное и несогласное падения. В зависимости от этого характер установления нормативных потерь и разубоживания различен.

При согласном падении приконтактных зон нормативные потери и разубоживание рассчитываются сразу для блока (участка) в целом, а при несогласном - устанавливаются по сумме коэффициентов потерь и примешивания вмещающих пород рациональных вариантов раздельно разрабатываемых контактов.

Если залежь, имеющая углы падения контактов от 50 до 80°, разрабатывается экскаваторами механическая лопата, то нормативные потери и разубоживание должны устанавливаться с учетом угла черпания в зависимости от изменения наклона стрелы экскаватора.

Ниже приведены примеры расчета нормативных потерь и разубоживания при разработке залежей пологого, наклонного и крутого падения.

Примеры расчета нормативных потерь и разубоживания

при разработке горизонтальной или слабонаклонной залежи

В примере рассмотрено установление нормативных потерь и разубоживания при разработке пластовой залежи экскаваторами механическая лопата и роторным экскаватором.

Параметры залежи при разработке механической лопатой приняты следующие: угол падения 0°, мощность 5 м, среднее содержание свинца в погашаемых балансовых запасах 2%.

Для установления нормативных потерь и разубоживания произведена технико-экономическая оценка шести вариантов ведения горных работ в приконтактных зонах, имеющих различное соотношение потерь и примешивания вмещающих пород.

В первых двух вариантах принята разработка без разубоживания

(рис. 5, "а"). Высота теряемого слоя полезного ископаемого по

вариантам различна: в I варианте h = h = 0,2 м, а во II

п.к п.п

варианте h = h = 0,4 м. В этом случае коэффициенты потерь

п.к п.п

могут быть определены по формуле:

h + h

п.к п.п

п = -----------, доли ед.,

где:

h , h - высота слоя теряемого полезного ископаемого в

п.к п.п

кровле и почве пласта, м;

m - мощность залежи, м.

Подставляя в формулу числовые значения, получим:

для I варианта:

0,2 + 0,2

п = --------- = 0,08;

для II варианта:

0,4 + 0,4

п = --------- = 0,16.

В III и IV вариантах принята разработка без потерь полезного

ископаемого (рис. 5, "б"). Высота примешиваемого слоя вмещающих

пород в III варианте h = h = 0,2 м, а в IV варианте h =

в.к в.п в.к

h = 0,4 м. Отношение количества примешиваемых вмещающих пород к

в.п

погашаемым балансовым запасам определяется по формуле:

(h + h ) гамма

в.к в.п в

в = --------------------, доли ед.,

m x гамма

где:

h и h - высота примешиваемого слоя вмещающих пород

в.к в.п

соответственно в кровле и почве пласта, м;

гамма , гамма - объемный вес соответственно разубоживающих

в п

пород и полезного ископаемого, т/куб. м.

Тогда для III варианта:

(0,2 + 0,2) 2,5

в = --------------- = 0,08;

5 x 2,5

для IV варианта:

0,4 + 0,4

в = --------- = 0,16.

В V и VI вариантах предусматривается разработка залежи с

потерями и разубоживанием полезного ископаемого. Высота теряемого

слоя полезного ископаемого в кровле пласта и примешиваемого слоя

вмещающих пород в почве пласта равны между собой и приняты в V

варианте h = h = 0,2 м, а в VI варианте - h = h = 0,4

п.к в.п п.к в.п

м. Соответствующие им коэффициенты потерь определяются по

формулам:

h h x гамма

п в в

п = --; в = -----------, доли ед.

m m x гамма

Подсчитанные по этим уравнениям коэффициенты в V варианте

равны:

0,2 0,2 x 2,5

п = --- = 0,04; в = --------- = 0,04;

5 5 x 2,5

в VI варианте:

0,4 0,4 x 2,5

п = --- = 0,08; в = --------- = 0,08.

5 5 x 2,5

Нормативные потери и разубоживание устанавливаются по результатам технико-экономической оценки указанных выше вариантов разработки. Исходные данные и необходимые расчеты приведены в табл. 10, из которой видно, что максимальная прибыль (3,05 руб. на 1 т балансовых запасов) достигается при ведении горных работ по I варианту. Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемых условий разработки залежи будут:

п = п x 100 = 0,08 = 8%;

в x Б

I 0 x 10000

р = ------ x 100 = --------- = 0%.

Д 9200

Таблица 10

┌──────────────────────┬─────────────────┬───────────────────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │ Значения технико-экономических │

│ │ обозначения │ показателей по вариантам │

│ │и формулы расчета├─────┬─────┬─────┬─────┬─────┬─────┤

│ │ │ I │ II │ III │ IV │ V │ VI │

├──────────────────────┼─────────────────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┤

│Балансовые запасы, т │Б │10000│10000│10000│10000│10000│10000│

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │с │2 │2 │2 │2 │2 │2 │

│балансовых запасах, % │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,08 │0,16 │0 │0 │0,04 │0,06 │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Отношение количества │Л │0 │0 │0,08 │0,16 │0,04 │0,08 │

│примешиваемых вмещаю- │ │ │ │ │ │ │ │

│щих пород к погашаемым│ │ │ │ │ │ │ │

│балансовым запасам │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемого│Д = Б (1 - п + Л)│9200 │8400 │10800│11600│10000│10000│

│полезного ископаемого,│ │ │ │ │ │ │ │

│т │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │a = -------------│2,0 │2,0 │1,85 │1,72 │1,92 │1,84 │

│добываемом полезном │ Д │ │ │ │ │ │ │

│ископаемом, % │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│К = ----- │0,92 │0,84 │1,00 │1,00 │0,96 │0,92 │

│полезного ископаемого │ н Б x с │ │ │ │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 с x Ц │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │

│балансовых запасов по-│ б о │ │ │ │ │ │ │

│лезного ископаемого, │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│и │0,8 │0,8 │0,78 │0,77 │0,79 │0,78 │

│свинца в концентрат на│ │ │ │ │ │ │ │

│обогатительной фабрике│ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │7,65 │6,99 │8,11 │8,01 │7,89 │7,46 │

│отнесенная к 1 т пога-│ и б н │ │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = С + С + │5,0 │4,8 │5,0 │4,8 │5,0 │4,8 │

│добычи, транспортиро- │ д тр │ │ │ │ │ │ │

│вания и переработки 1 │С │ │ │ │ │ │ │

│т полезного ископаемо-│ пер │ │ │ │ │ │ │

│го, руб. │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = ----- │4,60 │4,03 │5,4 │5,57 │5,0 │4,8 │

│добычи, транспортиро- │ б Б │ │ │ │ │ │ │

│вания и переработки, │ │ │ │ │ │ │ │

│отнесенная к 1 т пога-│ │ │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесен- │Пр = Ц - С │+3,05│+2,96│+2,71│+2,44│+2,89│+2,66│

│ная к 1 т погашаемых │ и б │ │ │ │ │ │ │

│балансовых запасов, │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │ │ │

└──────────────────────┴─────────────────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┘

При использовании роторного экскаватора параметры залежи и разработки следующие: угол падения 0°, мощность 8 м, среднее содержание свинца в погашаемых балансовых запасах 2%, радиус роторного колеса 5 м, толщина срезаемой полосы 6 м.

Для определения нормативных показателей при разработке пологой залежи роторным экскаватором произведена технико-экономическая оценка четырех вариантов разработки с различными соотношениями потерь и разубоживания.

I вариант характеризуется отсутствием разубоживания (см. рис. 5, "а"). Потери полезного ископаемого имеются в кровле и в почве залежи. Коэффициенты потерь могут быть определены по следующим формулам:

r пи x фи

п = --------- (------- - sin 2 фи), доли ед.;

к 2 x l x m 90

r cos фи пи x r x фи

п = - [(1 - ------) - -----------], доли ед.,

п m 2 180 l

где:

r - радиус роторного колеса, м;

l - толщина срезаемой полосы, м;

фи - угол, равный arc sin --, градусы.

Подставляя соответствующие значения, получим:

5 3,14 x 36,87

п = ------- x (------------ - 0,96) = 0,088;

к 2,6 x 8 90

5 0,78 3,14 x 5 x 36,87

п = - x (1 - ----) - ---------------- = 0,039.

п 6 2 180,6

В целом по варианту коэффициент потерь:

п = п + п = 0,88 + 0,039 = 0,127.

к п

II вариант характеризуется отсутствием потерь полезного

ископаемого (рис. 6, "б"). Отношения качества примешиваемых

вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам могут быть

рассчитаны по следующими формулам:

r x гамма

в cos фи пи x r x фи

Л = ---------- [(1 - ------) - -----------] = 0,039;

к m x гамма 2 180 l

r x гамма

в пи x фи

Л = ------------------ (------- - sin 2 фи) = 0,088.

н 2 x l x m x гамма 90

Суммарный коэффициент примешивания вмещающих пород в этом

случае:

в = в + в = 0,039 + 0,088 = 0,127.

к п

В III и IV вариантах предусмотрена такая организация работ, при которой имеются как потери, так и разубоживание. Причем в каждом из вариантов абсолютные значения потерь и разубоживания равны между собой, но не равны по вариантам (рис. 7). Коэффициенты потерь и примешивания вмещающих пород рассчитаны в вариантах с использованием ранее приведенных формул:

для III варианта:

r x гамма

в cos фи пи x r x фи

п = Л = ---------- [(1 - ------) - -----------] = 0,039;

m x гамма 2 180 l

для IV варианта:

r x гамма

в пи x фи

п = Л = ------------------- (------- - sin 2 фи) = 0,088.

2 x l x m x гамма 90

По результатам технико-экономической оценки указанных выше вариантов разработки устанавливаются нормативные потери и разубоживание. Из табл. 11, где приведены исходные данные и необходимые расчеты, видно, что наиболее экономичным вариантом является вариант III, по коэффициенту потерь и отношению количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам которого принимаются нормативные показатели:

п = п x 100 = 0,039 x 100 = 3,9%;

в x Б

III 0,039 x 100000

р = -------- x 100 = -------------- x 100 = 3,9%.

Д 100000

III

Таблица 11

┌──────────────────────┬─────────────────┬───────────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Технико-экономические пока-│

│ │ обозначения │затели по вариантам разра- │

│ │и формулы расчета│ботки │

│ │ ├──────┬──────┬──────┬──────┤

│ │ │ I │ II │ III │ IV │

├──────────────────────┼─────────────────┼──────┼──────┼──────┼──────┤

│Балансовые запасы, т │Б │100000│100000│100000│100000│

│ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │с │2 │2 │2 │2 │

│балансовых запасах, % │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,127 │- │0,039 │0,088 │

│ │ │ │ │ │ │

│Отношение количества │Л │0 │0,127 │0,039 │0,088 │

│примешиваемых вмещаю- │ │ │ │ │ │

│щих пород к погашаемым│ │ │ │ │ │

│балансовым запасам │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемого│Д = Б (1 - п + Л)│87300 │112700│100000│100000│

│полезного ископаемого,│ │ │ │ │ │

│т │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │ │

│Содержание свинца в │а = -------------│2 │1,775 │1,922 │1,824 │

│добываемом полезном │ Д │ │ │ │ │

│ископаемом, % │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│К = ----- │0,873 │1,00 │0,961 │0,912 │

│полезного ископаемого │ н Б x с │ │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 с x Ц │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │

│балансовых запасов по-│ б о │ │ │ │ │

│лезного ископаемого, │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│и │0,80 │0,77 │0,79 │0,78 │

│свинца в концентрат на│ │ │ │ │ │

│обогатительной фабрике│ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │7,26 │8,01 │7,90 │7,40 │

│отнесенная к 1 т пога-│ и б н │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = С + С + │3,5 │3,5 │3,5 │3,5 │

│добычи, транспортиро- │ д тр │ │ │ │ │

│вания и переработки 1 │С │ │ │ │ │

│т полезного ископаемо-│ пер │ │ │ │ │

│го, руб. │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = ----- │3,06 │3,94 │3,5 │3,5 │

│добычи, транспортиро- │ б Б │ │ │ │ │

│вания, отнесенная к 1 │ │ │ │ │ │

│т погашаемых балансо- │ │ │ │ │ │

│вых запасов, руб. │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесен- │П = Ц - С │+4,2 │+4,07 │+4,4 │+3,9 │

│ная к 1 т погашаемых │ р и б │ │ │ │ │

│балансовых запасов, │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │

└──────────────────────┴─────────────────┴──────┴──────┴──────┴──────┘

Пример расчета нормативных потерь и разубоживания

при разработке наклонной залежи

В примере рассмотрена разработка залежи мощностью 10 м с углом падения 10° и средним содержанием свинца в погашаемых балансовых запасах 2%. Ширина заходки экскаватора принята равной 15 м.

Для определения нормативных показателей при разработке наклонной залежи произведена технико-экономическая оценка трех вариантов ведения горных работ в приконтактных зонах с различными соотношениями потерь и примешивания вмещающих пород.

В I варианте принята разработка залежи без засорения полезного ископаемого вмещающими породами, т.е. отсутствует разубоживание (рис. 8, "а"), а по II варианту разработка залежи ведется без потерь полезного ископаемого (рис. 8, "б").

Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам по вариантам могут быть рассчитаны по формулам:

Ш sin альфа

зах

п = --------------, доли ед.;

Ш sin альфа x гамма

зах в

Л = -----------------------, доли ед.,

m x гамма

где:

Ш - ширина заходки экскаватора, м;

зах

альфа - угол падения залежи, град.

Подставляя числовые значения, получаем:

для I варианта:

15 x 0,1736

п = ----------- = 0,26;

для II варианта:

15 x 0,1736

в = ----------- = 0,26.

По III варианту разработка залежи ведется с равным

соотношением потерь полезного ископаемого и примешивания вмещающих

пород. Коэффициенты потерь и примешивания вмещающих пород, в этом

случае, могут быть определены по формуле:

Ш sin альфа

зах

п = Л = --------------, доли ед.,

2 m

15 x 0,1736

т.е. n = ----------- = 0,13.

2,1

По результатам технико-экономической оценки вариантов

разработки залежи (исходные данные и необходимые расчеты приведены

в табл. 12) видно, что наиболее экономичным является I вариант, по

которому достигается наибольшая прибыль (2,61 руб.).

Следовательно, нормативные показатели для рассматриваемых условий

разработки наклонной залежи будут:

п = п x 100 = 0,26 x 100 = 26%;

в x Б

I 0 x 10000

р = ------ x 100 = --------- x 100 = 0%.

Д 12600

Таблица 12

┌────────────────────────┬─────────────────┬────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Значения технико- │

│ │ обозначения │экономических пока- │

│ │и формулы расчета│зателей по вариантам│

│ │ ├──────┬──────┬──────┤

│ │ │ I │ II │ III │

├────────────────────────┼─────────────────┼──────┼──────┼──────┤

│Балансовые запасы, т │Б │10000 │10000 │10000 │

│ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │с │2 │2 │2 │

│балансовых запасах, % │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0,26 │0 │0,13 │

│ │ │ │ │ │

│Отношение количества │Л │0 │0,26 │0,13 │

│примешиваемых вмещающих │ │ │ │ │

│пород к погашаемым │ │ │ │ │

│балансовым запасам │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Количество добываемого │Д = Б (1 - п + Л)│7400 │12600 │10000 │

│полезного ископаемого, т│ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │

│Содержание свинца в │а = -------------│2 │1,59 │1,74 │

│добываемом полезном │ Д │ │ │ │

│ископаемом, % │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │

│Коэффициент извлечения │К = ----- │0,74 │1,00 │0,87 │

│полезного ископаемого │ н Б x c │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 x с x │10,4 │10,4 │10,4 │

│балансовых запасов по- │ б │ │ │ │

│лезного ископаемого, │Ц │ │ │ │

│руб. │ о │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения │и │0,80 │0,75 │0,77 │

│свинца в концентрат на │ │ │ │ │

│обогатительной фабрике │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │6,16 │7,80 │6,96 │

│отнесенная к 1 т погаша-│ и б н │ │ │ │

│емых балансовых запасов,│ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = С + С + │4,8 │4,8 │ 4,8 │

│добычи, транспортирова- │ д тр │ │ │ │

│ния и переработки 1 т │С │ │ │ │

│полезного ископаемого, │ пер │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = ----- │3,55 │6,05 │4,80 │

│добычи, транспортирова- │ б Б │ │ │ │

│ния, отнесенная к 1 т │ │ │ │ │

│погашаемых балансовых │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесенная │Пр = Ц - С │+2,61 │+1,75 │+2,16 │

│к 1 т погашаемых балан- │ и б │ │ │ │

│совых запасов, руб. │ │ │ │ │

└────────────────────────┴─────────────────┴──────┴──────┴──────┘

Примеры расчета нормативных потерь и разубоживания

при разработке крутопадающей залежи

Потери и разубоживание при разработке крутопадающих залежей в большинстве случаев представляют собой "треугольник" теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород, образующихся в приконтактных зонах из-за несовпадения углов черпания экскаватора и падения контакта залежи. Их величина по вариантам разработки зависит от высоты, на которой пересекаются линии откоса уступа и контакта залежи.

Точность расчета нормативных показателей по блокам (участкам), как и при разработке пологих и наклонных залежей, зависит от числа сравниваемых вариантов ведения горных работ в приконтактной зоне, отличающихся между собой различным соотношением количества теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород. С этой целью высота уступа может быть разделена на три и более частей, по высоте которых могут быть приняты значения высоты "треугольников" теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород (рис. 9).

Ниже приведены два примера расчета нормативных потерь и разубоживания при пятивариантной схеме разработки приконтактных зон блоков с согласным и несогласным падением. Кроме того, в конце расчетов приведены формулы для определения коэффициента потерь и отношения количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам при разработке участка, а также другие формулы.

При согласном падении контактов (рис. 10, "а") приняты следующие параметры залежи и разработки: мощность 10 м, угол падения 50°, среднее содержание свинца в погашаемых балансовых запасах 2%, высота уступа 10 м, угол откоса уступа 65°.

Для более точного определения нормативных потерь и разубоживания нами принята пятивариантная схема ведения горных работ в приконтактных зонах, при которой высота "треугольников" будет следующей:

для I варианта:

h = 0; h = 10 м;

п в

для II варианта:

h = 2,5 м; h = 7,5 м;

п в

для III варианта:

h = 5 м; h = 5 м;

п в

для IV варианта:

h = 7,5 м; h = 2,5 м;

п в

для V варианта:

h = 10 м; h = 0 м.

п в

Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых

вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам при согласном

падении контактов блока могут быть определены по формулам:

2 sin дельта

п = h x ----------------, доли ед.;

п m x H x sin бета

sin дельта x гамма

2 в

Л = h x -------------------------, доли ед.,

в m x H x sin бета x гамма

где:

h - высота "треугольника" теряемого полезного ископаемого, м;

h - высота "треугольника" примешиваемых вмещающих пород, м;

бета - угол откоса уступа, градусы;

дельта - угол, который при альфа > бета равен альфа - бета, а

при альфа < бета равен бета - альфа, градусы.

Подставляя в формулы числовые значения, получим для I

варианта:

2 0,2588

п = 0 x ---------------- = 0;

10 x 10 x 1,9063

2 0,2588 x 2,5

Л = 10 x ---------------------- = 0,286;

10 x 10 x 0,9063 x 2,5

для II варианта:

2 0,2588

п = 2,5 x ---------------- = 0,018;

10 x 10 x 0,9063

2 0,2588 x 2,5

Л = 7,5 x ---------------------- = 0,161;

10 x 10 x 0,9063 x 2,5

для III варианта п = 0,072, Л = 0,072;

для IV варианта п = 0,161, Л = 0,018;

для V варианта п = 0,286, Л = 0.

Нормативные потери и разубоживание устанавливаются по результатам технико-экономической оценки указанных выше вариантов разработки. Исходные данные и необходимые расчеты приведены в табл. 13. Из табл. 13 видно, что наиболее экономичным для разработки блока является IV вариант, при котором достигается наибольшая прибыль (2,7 руб.) на 1 т погашаемых балансовых запасов. Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемого блока будут:

п = п x 100 = 0,161 x 100 = 16,1%;

Л x Б

IV 0,018 x 10000

р = ------- x 100 = ------------- x 100 = 2,1%.

Д 8570

Таблица 13

┌──────────────────────┬─────────────────┬─────────────────────────────┐

│ Показатели │ Условные │Значения технико-экономичес- │

│ │ обозначения │ких показателей по вариантам │

│ │и формулы расчета├─────┬─────┬─────┬─────┬─────┤

│ │ │ I │ II │ III │ IV │ V │

├──────────────────────┼─────────────────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┤

│Балансовые запасы, т │Б │10000│10000│10000│10000│10000│

│ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │с │2 │2 │2 │2 │2 │

│балансовых запасах, % │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0 │0,018│0,072│0,161│0,286│

│ │ │ │ │ │ │ │

│Отношение количества │Л │0,286│0,161│0,072│0,018│0 │

│примешиваемых вмещаю- │ │ │ │ │ │ │

│щих пород к погашаемым│ │ │ │ │ │ │

│балансовым запасам │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемого│Д = Б (1 - п + Л)│12860│11430│10000│8570 │7140 │

│полезного ископаемого,│ │ │ │ │ │ │

│т │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │а = ------------ │1,56 │1,72 │1,86 │1,96 │2,0 │

│добываемом полезном │ Д │ │ │ │ │ │

│ископаемом, % │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│К = ----- │1,00 │0,982│0,928│0,839│0,714│

│полезного ископаемого │ н Б x c │ │ │ │ │ │

│из недр │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 x с x │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │

│балансовых запасов │ б │ │ │ │ │ │

│полезного ископаемого,│Ц │ │ │ │ │ │

│руб. │ о │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлечения│и │0,74 │0,77 │0,79 │0,80 │0,80 │

│свинца в концентрат на│ │ │ │ │ │ │

│обогатительной фабрике│ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность, │Ц = Ц x и x К │7,7 │7,86 │7,63 │6,98 │5,94 │

│отнесенная к 1 т пога-│ и б н │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = С + С + │5 │5 │5 │5 │5 │

│добычи, транспортиро- │ д тр │ │ │ │ │ │

│вания и переработки 1 │С │ │ │ │ │ │

│т полезного ископае- │ пер │ │ │ │ │ │

│мого, руб. │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = ----- │6,43 │5,72 │5,00 │4,29 │3,57 │

│добычи, транспортиро- │ б Б │ │ │ │ │ │

│вания и переработки, │ │ │ │ │ │ │

│отнесенная к 1 т пога-│ │ │ │ │ │ │

│шаемых балансовых за- │ │ │ │ │ │ │

│пасов, руб. │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесен- │Пр = Ц - С │+1,27│+2,14│+2,63│+2,69│+2,37│

│ная к 1 т погашаемых │ и б │ │ │ │ │ │

│балансовых запасов, │ │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │ │

└──────────────────────┴─────────────────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┘

Для достижения соответствия выемки полезного ископаемого блока (участка) параметрам рационального (нормативного) варианта разработки на кровле уступа по границе разделения вскрышных и добычных работ, а также селективно вынимаемых породных пропластков должны быть выставлены репера. Они являются как ориентирами при производстве буровзрывных и выемочно-погрузочных работ, так и средствами оперативного контроля за правильным ведением горных работ.

Расстояние от контура балансовых запасов до указанной границы определяется по высоте верхнего "треугольника" потерь нормативного варианта разработки приконтактной зоны (см. рис. 10, "а") и может быть подсчитано по формуле:

h x sin дельта

l = --------------------, м.

в.б(л.б) sin альфа x sin бета

В данном случае это расстояние:

2,5 x 0,2588

l = -------------- = 0,93 м;

в.б 0,766 x 0,9063

7,5 x 0,2588

l = -------------- = 2,79 м.

л.б 0,766 x 0,9063

Во втором примере при несогласном падении приконтактных зон

(рис. 10, "б") взята залежь с различными углами падения контактов,

т.е. висячего бока - альфа = 50°, а лежачего - альфа = 80°.

1 2

Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых

вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам для приконтактной

зоны висячего и лежачего боков определяются раздельно по формулам:

sin(бета - альфа )

2 1

п (п ) = h (В ) x ---------------------------------;

в.б л.б п1 1 2 m x H x sin альфа x sin бета

ср 1

sin (альфа - бета) x гамма

2 2 в

Л (в ) = h (В ) x ------------------------------------------;

в.б л.б п2 2 2 m x H x sin альфа x sin бета x гамма

ср 2 п

где m - средняя горизонтальная мощность залежи в пределах

ср

блока, м.

Подсчитанные по эти формулам коэффициенты, а также исходные данные и необходимые расчеты для выявления рационального варианта сведены в табл. 14, из которой видно, что наиболее экономичным для разработки приконтактной зоны висячего бока оказался IV вариант, где п = 0,105 и в = 0,012; для разработки лежачего бока - также IV вариант, но со значением п = 0,081 и в = 0,009.

Таблица 14

┌─────────────────────┬─────────────────┬───────────────────────────────────────────────────────────┬──────┐

│ Показатели │ Условные │ Значения технико-экономических показателей по вариантам │Пока- │

│ │ обозначения │ разработки приконтактной зоны │затели│

│ │и формулы расчета├─────────────────────────────┬─────────────────────────────┤норма-│

│ │ │висячего блока (альфа = 50°)│лежачего блока (альфа = 80°)│тивно-│

│ │ │ 1 │ 2 │го ва-│

│ │ ├─────┬─────┬─────┬─────┬─────┼─────┬─────┬─────┬─────┬─────┤рианта│

│ │ │ I │ II │ III │ IV │ V │ I │ II │ III │ IV │ V │ │

├─────────────────────┼─────────────────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼─────┼──────┤

│Балансовые запасы, т │Б │10000│10000│10000│10000│10000│10000│10000│10000│10000│10000│10000 │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │с │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │2 │

│балансовых запасах, %│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент потерь │п │0 │0,012│0,047│0,105│0,186│0 │0,009│0,036│0,081│0,145│0,186 │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Отношение количества │Л │0,186│0,105│0,047│0,012│0 │0,145│0,081│0,036│0,009│0 │0,021 │

│примешиваемых вмещаю-│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│щих пород к погашае- │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мым балансовым запа- │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│сам │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Количество добываемо-│Д = Б (1 - п + Л)│11860│10930│10000│9070 │8140 │11450│10720│10000│9280 │8550 │8350 │

│го полезного ископае-│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мого, т │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Б x с (1 - п)│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Содержание свинца в │а = ------------ │1,69 │1,81 │1,91 │1,97 │2,00 │1,75 │1,85 │1,93 │1,98 │2,00 │1,94 │

│добываемом полезном │ Д │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ископаемом, % │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x a │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлече- │К = ----- │1,0 │0,989│0,955│0,893│0,814│1,0 │0,992│0,965│0,919│0,855│0,810 │

│ния полезного ископа-│ н Б x с │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│емого из недр │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Валовая ценность 1 т │Ц = 0,01 x с x │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │10,4 │

│балансовых запасов │ б │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│полезного ископаемо- │Ц │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│го, руб. │ о │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Коэффициент извлече- │и │0,76 │0,78 │0,79 │0,80 │0,80 │0,77 │0,78 │0,79 │0,80 │0,80 │0,79 │

│ния свинца в концент-│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│рат на обогатительной│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│фабрике │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Извлекаемая ценность,│Ц = Ц x и x К │7,90 │8,02 │7,85 │7,43 │6,77 │8,01 │8,05 │7,93 │7,65 │7,11 │6,65 │

│отнесенная к 1 т по- │ и б н │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│гашаемых балансовых │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = С + С + │5 │5 │5 │5 │5 │5 │5 │5 │5 │5 │5 │

│добычи, транспортиро-│ д тр │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│вания и переработки 1│С │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│т полезного ископае- │ пер │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│мого, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ Д x С │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Полная себестоимость │С = ----- │5,93 │5,47 │5,00 │4,54 │4,07 │5,73 │5,36 │5,00 │4,64 │4,28 │4,05 │

│добычи, транспортиро-│ б Б │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│вания и переработки, │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│отнесенная к 1 т по- │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│гашаемых балансовых │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│запасов, руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│Прибыль (+), отнесен-│Пр = Ц - С │+1,97│+2,55│+2,85│+2,89│+2,70│+2,28│+2,69│+2,93│+3,01│+2,83│+2,60 │

│ная к 1 т погашаемых │ и б │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│балансовых запасов, │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

│руб. │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │ │

└─────────────────────┴─────────────────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴─────┴──────┘

Нормативные потери и разубоживание для блока с несогласным падением контактов определяются по сумме коэффициента потерь и отношения количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам рациональных вариантов приконтактных зон висячего и лежачего боков залежи.

В данном случае нормативные показатели потерь и разубоживания:

п = (п + п ) x 100 = (0,105 + 0,081) x 100 = 18,6%;

в.б л.б

(Л + Л ) Б

в.б л.б (0,012 + 0,009) x 1000

р = --------------- x 100 = ---------------------- x 100 =

Д 8350

= 2,5%.

Соответственно по высоте верхних треугольников найдем:

h x sin(бета - альфа )

в 1 2,5 x 0,2588

l = ----------------------- = -------------- = 0,93 м;

в.б sin альфа x sin бета 0,766 x 0,9063

h x sin(альфа - бета)

в 2 2,5 x 0,2588

l = ----------------------- = --------------- = 0,72 м.

л.б sin альфа x sin бета 0,9848 x 0,9063

Если потери и разубоживание устанавливаются не по блоку, а по

участку, то коэффициент потерь и отношение количества

примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам

тогда можно рассчитывать по следующим формулам:

L гамма

2 sin дельта к п

п = h -------------------- x ---------, доли ед.;

п 2 sin альфа sin бета Б

L гамма

2 sin дельта к в

Л = h -------------------- x ---------, доли ед.,

в 2 sin альфа sin бета Б

где:

Б - погашаемые балансовые запасы полезного ископаемого, т;

L - длина погашаемых контактов участка залежи, м;

гамма - удельный вес полезного ископаемого, т/куб. м;

гамма - удельный вес примешиваемых вмещающих пород, т/куб. м.