Типовые методические указания по определению, нормированию, учету и экономической оценке потерь твердых полезных ископаемых при их добыче
(утв. Госгортехнадзором СССР 28.03.1972)
Утверждены Госгортехнадзором СССР 28 марта 1972 г. в соответствии с Постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899
ТИПОВЫЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ПО ОПРЕДЕЛЕНИЮ, НОРМИРОВАНИЮ, УЧЕТУ И ЭКОНОМИЧЕСКОЙ ОЦЕНКЕ ПОТЕРЬ ТВЕРДЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ ИХ ДОБЫЧЕ
Типовые методические указания по определению, нормированию, учету и экономической оценке потерь твердых полезных ископаемых при их добыче разработаны Академией наук СССР с участием научно-исследовательских организаций отраслевых министерств горнодобывающей промышленности и утверждены Госгортехнадзором СССР в соответствии с Постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899 «О мероприятиях по уменьшению потерь полезных ископаемых при их добыче и первичной переработке».
Типовые методические указания являются обязательными при разработке соответствующих отраслевых инструкций министерствами и ведомствами, осуществляющими добычу твердых полезных ископаемых.
Утверждены Госгортехнадзором СССР 28 марта 1972 г. в соответствии с Постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899
ТИПОВЫЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ПО ОПРЕДЕЛЕНИЮ И УЧЕТУ ПОТЕРЬ ТВЕРДЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ ДОБЫЧЕ
Решение практических вопросов рационального использования ресурсов минерального сырья, месторождения которых являются общенациональным достоянием, должно основываться на достоверном учете полноты и качества извлечения твердых полезных ископаемых из недр. В настоящих Типовых методических указаниях, призванных унифицировать учет извлечения и потерь различных видов твердых полезных ископаемых, изложены основные положения и принципы, предназначенные для составления отраслевых инструкций. Под отраслевой инструкцией понимается документ, действующий в конкретной отрасли горнодобывающей промышленности, определяющий порядок и методы определения показателей извлечения полезных ископаемых из недр и их потерь при добыче с учетом основных принципов и положений, принятых в Типовых методических указаниях, а также специфических условий, характерных для соответствующей отрасли.
Типовые методические указания предусматривают: использование в качестве учетных показатели извлечения количества и качества полезных ископаемых из недр, кроме принятых показателей потерь полезных ископаемых из балансовых запасов и разубоживания: классифицирование потерь по месту их образования; дифференцированное определение потерь по видам с помощью наиболее достоверных методов.
I. Общие положения
I-1. Настоящие Типовые методические указания предназначаются для унификации определения и учета показателей, характеризующих полноту и качество извлечения из недр твердых полезных ископаемых при добыче на всех горных предприятиях СССР.
I-2. Типовые методические указания содержат требования к полноте и достоверности определения и учета использования запасов полезных ископаемых из недр, общие для всех отраслей горнодобывающей промышленности; предназначены для организаций, ведущих проектирование, строительство горных предприятий и разработку месторождений твердых полезных ископаемых, а также организаций, осуществляющих частичную (попутную) разработку месторождений при производстве геологоразведочных работ.
I-3. Извлечение полезного ископаемого из недр
Полнота извлечения запасов полезного ископаемого из недр выражается коэффициентом извлечения полезного ископаемого из недр (kн). Для полезных ископаемых, качество которых характеризуется содержанием полезного компонента, этот коэффициент выражается отношением количества полезного компонента в добытом полезном ископаемом (Д·a) к количеству полезного компонента в погашаемых при разработке балансовых запасах (Б·c).
k_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{а}}{\text{Б} \cdot \text{с}} , (1)
где Д — количество добытого полезного ископаемого, т, м3;
Б — количество погашенных при добыче балансовых запасов полезного ископаемого, т, м3.
Количество погашенных балансовых запасов определяется по результатам их подсчета на основе данных, полученных при подготовке запасов к добыче из недр (запасы, готовые к выемке);
a — среднее содержание полезных компонентов в добытом полезном ископаемом, %, кг/т, кг/м3, г/т, г/м3;
c — среднее содержание полезных компонентов в погашенных при добыче балансовых запасах полезного ископаемого, %, кг/т, кг/м3, г/т, г/м3.
Этот коэффициент характеризует полноту извлечения полезного ископаемого из недр при добыче и одновременно учитывает: фактические потери полезного ископаемого в недрах из балансовых запасов и привнос полезного компонента с примешиваемыми породами, частично компенсирующий потери; он отражает также снижение качества извлекаемого полезного ископаемого вследствие оставления в недрах обогащенных участков месторождений или потери обогащенной мелочи, равно как и повышение качества вследствие оставления в недрах неизвлеченными более бедных частей месторождения.
При разработке угольных месторождений коэффициент извлечения из недр определяется выражением
k_{\text{н}} = \frac{\text{Д }(100 - \text{А}_{\text{Д}}^{\text{с}})}{\text{Б}(100 - \text{А}_{\text{Б}}^{\text{с}})} , (2)
где \text{А}_{\text{Б}}^{\text{с}} и \text{А}_{\text{Д}}^{\text{с}} — зольности балансовых запасов и добытого угля, %.
В тех случаях, когда известно количество породы, засорившей добытый уголь, может определяться извлечение угля из балансовых запасов по формуле
k_{\text{Б}} = \frac{\text{Д } - \text{В}}{\text{Б}} ,
где В — количество разубоживающих пород, т, м3.
Для полезных ископаемых, качество которых при разработке характеризуется не содержанием полезного компонента, коэффициент извлечения из недр выражается отношением стоимости добытого полезного ископаемого (цд) к стоимости погашаемых при разработке балансовых запасов (цб)
k_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{ц}_{\text{д}}}{\text{Б} \cdot \text{ц}_{\text{б}}} , (3)
где цб и цд — ценности 1 т (1 м3) балансовых запасов и добытого полезного ископаемого, установленные на основе оптовых цен, руб./т, руб./м3.
I-4. Изменение качества полезного ископаемого при добыче выражается коэффициентом изменения качества при добыче (kк) — отношением показателей качественной характеристики добытого полезного ископаемого и погашенных балансовых запасов.
При разработке всех монометаллических, некоторых полиметаллических месторождений, а также месторождений горно-химического сырья коэффициент изменения качества при добыче можно выражать отношением содержаний полезного компонента в добытом полезном ископаемом и в погашенных балансовых запасах
k_{\text{к}} = \frac{\text{а}}{\text{с}} . (4)
При разработке угольных месторождений
k_{\text{к}} = \frac{100 - \text{А}_{\text{Д}}^{\text{с}}}{100 - \text{А}_{\text{Б}}^{\text{с}}} . (5)
При разработке сланцевых месторождений коэффициент изменения качества можно выражать как отношение теплотворной способности добытого сланца к теплотворной способности его балансовых запасов:
k_{\text{к}} = \frac{\text{Т}_{\text{д}}}{\text{Т}_{\text{б}}} , (6)
где ТБ и ТД — теплотворные способности балансовых запасов и добытого топлива, ккал/т.
Коэффициент изменения качества можно выражать также отношением валовых ценностей 1 т добытого полезного ископаемого (цд) и 1 т балансовых запасов (цб):
k_{\text{к}} = \frac{\text{ц}_{\text{д}}}{\text{ц}_{\text{б}}} . (7)
Такое выражение kк удобно для тех полезных ископаемых, ценность которых определяется не содержанием полезных компонентов, а сортностью, например, выходом товарных блоков (при добыче стройматериалов), размером добытых кусков (при добыче пластин слюды), показателями физико-механических свойств (при добыче строительного щебня) и др. Через отношение валовых ценностей целесообразно выражать также коэффициент изменения качества многокомпонентных руд.
I-5. Коэффициент извлечения из недр и коэффициент изменения качества полезного ископаемого являются для каждого предприятия, ведущего разработку месторождений твердых полезных ископаемых, учетными показателями наряду с показателем потерь полезного ископаемого при добыче.
I-6. Определение и учет показателей извлечения и потерь твердых полезных ископаемых при добыче ведутся в целях:
а) контроля за соблюдением проектных и нормативных показателей полноты и качества отработки запасов полезных ископаемых;
б) совершенствования технологии процессов добычи и переработки на основе технико-экономических расчетов с целью достижения наибольшей экономической эффективности работы предприятий, ведущих добычу и переработку минерального сырья с учетом интересов народного хозяйства в целом.
а) Потери полезного ископаемого — это часть балансовых запасов полезного ископаемого, не извлеченная из недр при разработке месторождений, добытая и направленная в породные отвалы, оставленная в местах складирования, погрузки, на транспортных путях горного производства.
Потери полезного ископаемого характеризуются коэффициентом потерь «п», который выражается отношением количества потерянных балансовых запасов (П) к количеству погашенных балансовых запасов (Б):
\text{п } = \frac{\text{П}}{\text{Б}} ;
б) Потери, полезного компонента — это количество полезного компонента, содержащегося в потерянном полезном ископаемом.
Потери полезного компонента характеризуются коэффициентом потерь полезного компонента «пк», выражающимся отношением количества потерянного полезного компонента (П·cп) к количеству полезного компонента в погашенных балансовых запасах (Б·c)
\text{п}_{\text{к}} = \frac{\text{П } \cdot \text{с}_{\text{п}}}{\text{Б} \cdot \text{с}} ,
где cп — среднее содержание полезных компонентов в потерянном полезном ископаемом, %, кг/т, кг/м3, г/т, г/м3.
I-8. Потери качества полезного ископаемого (разубоживание) — это происходящее в процессе добычи снижение содержания полезного компонента или полезной составляющей в добытом полезном ископаемом по сравнению с содержанием их в массиве полезного ископаемого (балансовых запасах) вследствие примешивания к нему пустых пород или некондиционного полезного ископаемого, а также вследствие потерь части полезного компонента или полезной составляющей (в виде потерь обогащенной мелочи, вследствие выщелачивания полезного компонента и т.п.).
Разубоживание полезного ископаемого характеризуется коэффициентом разубоживания (коэффициентом потерь качества), который выражается отношением разности между содержаниями полезного компонента в погашенных балансовых запасах (c) и в добытом полезном ископаемом (a) к содержанию в погашенных балансовых запасах
\text{р} = \frac{\text{с} - \text{а}}{\text{с}} .
Как следует из формулы (4) коэффициента изменения качества
При разработке угольных, сланцевых и торфяных месторождений коэффициент потерь качества можно соответственно определить по теплотворной способности или по зольности топлива:
\text{р} = \frac{\text{Т}_{\text{Б}} - \text{Т}_{\text{Д}}}{\text{Т}_{\text{Б}}} . \text{р} = \frac{\text{А}_{\text{Д}}^{\text{с}} - \text{А}_{\text{Б}}^{\text{с}}}{100 - \text{А}_{\text{Б}}^{\text{с}}} ;
I-9. Учет потерь и разубоживания также является обязательным для всех горнодобывающих предприятий.
I-10. Методические указания по оперативному определению исходных величин и размеров потерь и разубоживания при добыче изложены в Приложении III.
I-11. Определение величины и учет потерь и разубоживания полезных ископаемых при добыче ведется, главным образом, с целью выявления мест потерь, определения сверхнормативных потерь, причин их образования; разработки конкретных мероприятий по их уменьшению, а также для решения вопросов, связанных с извлечением ранее потерянных запасов полезных ископаемых при повторной разработке месторождения (участка).
II. Классифицирование потерь твердых полезных ископаемых при разработке месторождений
II-1. Классифицирование потерь твердых полезных ископаемых производится:
- для постановки единообразного учета потерь полезных ископаемых по видам в процессе разработки месторождений;
- для осуществления контроля за полнотой извлечения полезного ископаемого из недр на различных стадиях технологического процесса добычи;
- для решения практических задач по рациональному использованию недр — сравнения уровня и анализа видов потерь в различных предприятиях горной промышленности при различных системах и технологии разработки; выявления экономических последствий, вызываемых потерями; установления нормативов потерь, определения сверхнормативных потерь и причин их образования.
II-2. Классификация потерь твердых полезных ископаемых является единой для всех отраслей горнодобывающей промышленности, ведущих разработку месторождений твердых полезных ископаемых.
II-3. На основе «Единой классификации» в отраслевых инструкциях могут составляться отраслевые классификации, учитывающие особенности и специфику данной отрасли.
II-4. Под общешахтными (общерудничными, общекарьерными, общеприисковыми) потерями понимаются запасы в различного рода охранных целиках, которые оставляются в недрах после погашения горизонта, участка или ликвидации горнодобывающего предприятия и безвозвратно теряются. До этого они должны числиться на учете, как временно неактивные запасы.
Когда охранные целики являются временными и проектом предусмотрена полная или частичная их отработка, запасы в них не относятся к потерям и числятся на учете как временно неактивные запасы.
Общешахтные потери исчисляются в весовых единицах и в процентах от общих балансовых запасов шахты (карьера, рудника, прииска).
II-5. К эксплуатационным относятся потери, происходящие непосредственно в процессе добычи полезного ископаемого. Они исчисляются в весовых единицах и в процентах по отношению к погашаемым балансовым запасам полезного ископаемого.
II-6. Эксплуатационные потери делятся на две группы: по физическому состоянию теряемого полезного ископаемого и стадии технологического процесса добычи, на которой потери возникли:
1-я группа — потери полезного ископаемого в массиве;
2-я группа — потери полезного ископаемого в отбитом виде.
II-7. Потери в каждой группе разделяются на виды по единому признаку — месту их образования.
II-8. Фактические потери сопоставляются с нормативными. Превышение фактических потерь над нормативными (сверхнормативные потери) следует считать результатом неправильного ведения горных работ или непредвиденных изменений горно-геологических условий.
II-9. Уровень потерь (нормативных и фактических) по применяемым системам разработки устанавливается суммированием потерь 1 — 3 и 5-го видов первой группы и 1 — 2 видов второй группы.
II-10. При составлении отраслевых классификаций допускается сокращение или дальнейшее деление видов, обусловленное горно-геологическими или технико-экономическими особенностями, эксплуатации месторождений полезных ископаемых данной отрасли или применяемых способов разработки.
ЕДИНАЯ КЛАССИФИКАЦИЯ ПОТЕРЬ ТВЕРДЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Общешахтные (общерудничные, общекарьерные, общеприисковые) потери
Потери в охранных целиках около капитальных горных выработок, скважин, под зданиями, техническими и хозяйственными сооружениями, водоемами, водоносными горизонтами, коммуникациями, заповедными зонами; в барьерных целиках между шахтными полями.
Группа I — Потери полезного ископаемого в массиве
-
В недоработанной части целиков у подготовительных выработок (междублоковые, междупанельные, междуэтажные целики).
-
В целиках внутри выемочного участка (блока, камеры, панели, столба, карьерного поля, дражного полигона).
-
В лежачем, висячем боках (в почве, кровле), по верхней и нижней границам, в бортах карьера.
-
В местах выклинивания и на флангах пласта, залежи, рудного тела.
Группа II — Потери отделенного от массива (отбитого) полезного ископаемого
а) от смешивания с обрушенными породами при выпуске;
б) на лежачем боку (почве), на уступах, на днище блока;
-
В местах обрушений, в завалах, в пожарных и затопленных участках.
-
В местах погрузки, разгрузки, складирования, сортировки, на транспортных путях горного предприятия.
III. Основные требования к учету
III-1. Организации, ведущие проектирование и строительство горнодобывающих предприятий, а также разработку месторождений полезных ископаемых, обязаны:
а) включать в технические проекты отработки месторождений, блоков, панелей, уступов и других выемочных единиц расчеты экономически целесообразных значений показателей извлечения и потерь полезных ископаемых;
б) применять наиболее достоверные методы контроля за полнотой и качеством извлечения твердых полезных ископаемых из недр при добыче.
III-2. Обязательными условиями для обеспечения оперативного и достоверного определения показателей полноты и качества извлечения, а также потерь полезных ископаемых при добыче являются:
а) достоверность подсчета готовых к выемке запасов полезных ископаемых;
б) организация на предприятии точного учета количества и качества добываемого полезного ископаемого раздельно по каждому участку, уступу, блоку, лаве, забою.
В отдельных исключительных случаях, когда по горнотехническим или геологическим условиям разработки месторождения невозможно или трудно обеспечить достоверное определение количества извлекаемых полезных ископаемых раздельно по каждой выемочной единице, допускается с разрешения вышестоящей организации и по согласованию с органами Госгортехнадзора СССР учет этих показателей производить по группам смежных выемочных единиц (двух, трех и более) или по горизонту или по предприятию в целом.
III-3. Определение, учет и оценку достоверности показателей полноты и качества извлечения, а также потерь твердых полезных ископаемых при добыче осуществляют маркшейдерская и геологическая службы горных предприятий с привлечением при необходимости других подразделений и служб.
Ответственным лицом за организацию своевременного и достоверного учета является главный инженер горнодобывающего предприятия.
III-4. Методы определения исходных величин, используемых при расчете коэффициентов извлечения, и величин потерь полезных ископаемых должна быть изложены в отраслевых инструкциях и методиках:
а) по определению количества добытых и погашенных балансовых запасов;
б) по определению объемного веса полезного ископаемого;
в) по определению содержания полезных и вредных компонентов в добываемом полезном ископаемом;
г) по определению теплотворной способности топлива;
д) по определению влажности полезного ископаемого в массиве и отбитом виде;
е) по определению коэффициентов разрыхления;
ж) по опробованию отвалов и закладки и т.д.
III-5. При многокомпонентных рудах извлечение и потери должны учитываться по всем полезным компонентам, имеющим промышленное значение.
Конкретное решение данного вопроса должно быть рассмотрено в отраслевой инструкции.
III-6. Величина погашенных балансовых запасов устанавливается после отработки блока, уступа, панели, слоя, этажа, участка, залежи и т.д. К погашенным запасам относятся как извлеченные, так и оставшиеся неизвлеченными из недр балансовые запасы полезного ископаемого, величина которых должна быть откорректирована в процессе эксплуатации месторождения.
III-7. К потерям твердых полезных ископаемых при добыче относятся все виды потерь в недрах, а также на поверхности в отвалах, на транспортных путях горного предприятия, при сортировке, выборке породы, складировании и других технологических процессах горного производства.
III-8. Учет потерь полезных ископаемых должен отражать конкретные места их образования, состояние потерянного полезного ископаемого, стадию производственного процесса и отклонение от нормативного уровня.
III-9. Причины отклонения потерь от нормативного уровня в необходимых случаях должны устанавливаться на основе специального изучения этого вида потерь техническим руководством предприятия, его геолого-маркшейдерской службой. Причины сверхнормативных потерь устанавливаются в порядке, определяемом отраслевыми инструкциями.
Нормативы потерь полезных ископаемых разрабатываются горнодобывающим предприятием и утверждаются вышестоящей организацией в соответствии с установленной методикой по согласованию с органом Госгортехнадзора СССР.
III-10. Потери неотбитого полезного ископаемого в недоработанных участках и контуре месторождения подлежат отражению в маркшейдерской и геологической документации с соблюдением принятых условных обозначений.
III-11. Определение потерь должно производиться преимущественно прямыми методами.
В случаях невозможности, по условиям технологии ведения горных работ, применения прямых методов могут быть использованы косвенные методы.
Способы определения отдельных видов фактических потерь полезных ископаемых при добыче рассмотрены в Приложении № II.
III-12. Номенклатура (перечень) учитываемых предприятием видов потерь устанавливается отраслевой инструкцией и обусловливается, в первую очередь, народно-хозяйственной ценностью добываемого вида полезного ископаемого, причем потери высокоценных полезных ископаемых должны определяться с наибольшей тщательностью и достоверностью.
III-13. Порядок учета полноты использования запасов полезных ископаемых
а) Горнодобывающие предприятия учитывают полноту использования запасов и потерь полезных ископаемых по показателям, характеризующим извлечение запасов из недр: коэффициенту извлечения из недр (kн), коэффициенту изменения качества (kк), а также по потерям полезных ископаемых при добыче. Значения показателей должны быть соответственно определены согласно формулам (1), (2), (3), (4) для погашенных запасов блока, уступа, панели, слоя, этажа, участка, залежи и т.д. после полного завершения в них очистных работ или цикла.
III-14. Учет показателей извлечения и потерь полезных ископаемых ведется в специальной книге, типовая форма которой приведена в Приложении № I. Эта форма может быть уточнена в отраслевых инструкциях.
По полностью законченным отработкой блокам, лавам, уступам и другим элементам очистной выемки предприятие определяет величину извлечения и размеры эксплуатационных потерь и заносит их в указанную книгу. Конкретные сроки заполнения книги устанавливаются в отраслевых инструкциях. Данные книги учета используются при списании запасов с баланса горнодобывающих предприятий.
Горнодобывающее предприятие в процессе вскрытия и отработки месторождения заполняет устанавливаемую отраслевой инструкцией форму учета общешахтных целиков, в которой определяются также общешахтные (общерудничные, общекарьерные, общеприисковые) потери.
Фактические общешахтные потери отражаются в книге (Приложение № I) при определении итоговых потерь по погашенному горизонту, залежи, рудному телу и по месторождению в целом.
III-15. Запасы во временных целиках относятся к потерям в следующем порядке:
а) при полной потере целиков запасы в них списываются по мере погашения охраняемых целиками выработок;
б) при частичной потере запасов в целиках — по мере отработки этих целиков.
III-16. Балансовые запасы, оказавшиеся в процессе разработки некондиционными или не подтвердившимися как потери, не учитываются, а списываются в соответствии с требованиями Положения о порядке списания запасов полезных ископаемых с баланса горнодобывающих предприятий.
КНИГА УЧЕТА полноты извлечения и потерь запасов при разработке _____ месторождения (шахтного, карьерного поля, отдельного участка)
МЕТОДЫ ОПРЕДЕЛЕНИЯ РАЗМЕРОВ ПОТЕРЬ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ
Количество полезного ископаемого, оставленного в недрах (потери), может быть установлено замерами в натуре или по геолого-маркшейдерским планам и разрезам при достоверном оконтуривании и опробовании залежей полезного ископаемого или очистных участков на стадии эксплуатационной разведки и после окончания очистных работ.
В междуэтажных, междублоковых, междукамерных, междупанельных целиках и целиках внутри выемочного участка потери полезного ископаемого определяются на основе результатов маркшейдерских инструментальных, звуколокационных и радиолокационных съемок, нанесенных на планы и разрезы <*>.
<*> Если в потерянном целике полезного ископаемого пройдены выработки, то суммарный объем этих выработок вычитается из объема целика; из объема целика исключаются также суммарные объемы включений пустых пород и некондиционного полезного ископаемого, не учтенные при подсчете балансовых запасов.
\text{П}_{\text{ц}} = S_{\text{ц}} \cdot h \cdot \gamma_{\text{м}},\text{т},
где Sц — средняя площадь сечения целика, м2;
\gamma_{\text{м}} — объемный вес полезного ископаемого в массиве, т/м3.
Потери по контуру рудного тела, пласта, залежи в лежачем и висячем боках (в почве, кровле) определяются на основе замеров площадей обнажения полезного ископаемого. Мощность потерянной части устанавливается: задиркой (при малой мощности); опробованием пройденных в ней горных выработок, скважин, шпуров; способами звуколокации, радиолокации, геофизической разведки.
Потери в кровле, почве (Пк, Пп), залежи равны
\text{П}_{\text{к},\text{п}} = S_{\text{об}} \cdot m_{\text{ср}} \cdot \gamma_{\text{м}},\text{т},
где Sоб — площадь обнажения, м2;
mср — средняя мощность потерянной части полезного ископаемого, м.
При разработке простых и выдержанных по мощности месторождений полезных ископаемых потери по контуру определяются по геолого-маркшейдерским планам и разрезам путем сопоставления контуров залежи и очистного участка полезного ископаемого и выработанной его части.
Количество потерь между двумя соседними разрезами (П1-2) равно
\text{П}_{1 - 2} = \frac{S_{1} + S_{2}}{2} \cdot l \cdot \gamma_{\text{м}},\text{т},
где S1, 2 — площадь потерянной части месторождения, определенная на разрезе, м2;
l — расстояние между разрезами, м.
Общие потери устанавливаются суммированием потерь между соседними разрезами.
При сложной гипсометрии висячего и лежачего боков (кровли, почвы) месторождений полезных ископаемых потери по контуру определяются с помощью нанесенных на планы изомощностей потерянной части месторождения, построенных путем вычитания изогипс поверхности контакта полезного ископаемого с вмещающими породами и поверхности, образованной в массиве после выемки полезного ископаемого.
Если участок уступа, отнесенный к вскрыше, включает полезное ископаемое, то потери равны
\text{П}_{\text{вскр}} = \sum^{n} l_{i} \cdot V_{i} \cdot \gamma_{\text{м}},\text{т},
где li — длина интервала полезного ископаемого в каждой скважине, вскрывшей полезное ископаемое, м;
Vi — выход горной массы с 1 п.м. скважины, м3/м;
n — число скважин, вскрывших полезное ископаемое.
Потери полезного ископаемого, происходящие при совместной его выемке с вмещающими породами, направляемыми в отвалы или используемыми в качестве закладочного материала, могут быть определены непосредственно в отвалах или транспортных сосудах. Эти потери равны
где М — количество некондиционной горной массы (смеси полезного ископаемого и вмещающих пород), направляемой в отвалы или закладку;
В — количество вмещающих пород в горной массе.
Такое определение потерь может быть рекомендовано для тех случаев, когда возможно простое и надежное установление количества полезного ископаемого или вмещающих пород, находящихся в отвалах или транспортных сосудах.
Потери полезного ископаемого, оставленного в выработанном пространстве на лежачем боку, почве, днище блока, уступе, определяются на основе инструментальных съемок поверхностей развалов или замеров их профиля.
Потери полезного ископаемого равны
\text{П}_{\text{отб}} = S_{o} \sum_{n} h_{o}\gamma_{o},\text{т},
где Sо — отработанная площадь (за отчетный период), м2;
\sum h_{o} — сумма измеренных толщ теряемого отбитого полезного ископаемого, м;
\gamma_{o} — объемный вес отбитого полезного ископаемого, т/м3.
Потери полезного компонента в закладке, образующиеся при проникновении в нее мелких фракций полезного ископаемого, определяются по результатам опробования закладки (до укладки настила перед выемкой очередного слоя и после снятия настила). Потери полезного компонента (металла) в закладке
\text{П}_{\text{м}.\text{з}.} = S_{\text{з}} \cdot h_{\text{пр}} \frac{\text{с}_{\text{з}} - \text{с}_{\text{з}}\prime}{100} \gamma_{\text{з}},\text{т},
где Sз — среднее сечение заложенного выработанного пространства, м2;
hпр — глубина проникновения обогащенной мелочи в закладку, м;
cз, \text{с}_{\text{з}}\prime — средние содержания полезного компонента соответственно до укладки и после снятия настила, %;
\gamma_{\text{з}} — объемный вес обогащенной закладки, т/м3.
Потери полезного ископаемого (полезного компонента), смешанного при выпуске с обрушенными породами и оставленного в очистном пространстве, могут быть определены с помощью графиков изменения качества горной массы, выпускаемой через выработки блока (панели) <*>.
<*> Для конкретных условий должна быть организована предварительная производственная проверка метода.
По достижении браковочного содержания в дозах выпускаемого полезного ископаемого выпуск прекращается и оставшееся в выработанном пространстве полезное ископаемое, смешанное с породой относится в потери.
Определение этого вида потерь графоаналитическим методом состоит в следующем:
а) проводятся наблюдения в горно-геологических условиях конкретного предприятия, в результате которых должна быть получена зависимость так называемого идеального процесса изменения качества полезного ископаемого при выпуске под обрушенными породами. Для чего: 1) выбирается выпускная выработка таким образом, чтобы выпуск полезного ископаемого через нее осуществлялся только под налегающими обрушенными породами (без проникновения в гравитационный поток разубоживающих пород из боковых контактов); 2) ведется регулярный учет количества выпущенной горной массы и периодический контроль ее качества <*>; 3) результаты наносятся на график, по оси абсцисс которого откладывается количество выпущенной массы (Д), а по оси ординат — коэффициент изменения качества (kк); 4) строится эмпирическая кривая идеального процесса для данных горно-геологических условий.
<*> Периодичность представительного опробования зависит от конкретных горно-геологических условий. Можно рекомендовать ежесменное взятие проб.
На. рисунке представлены зависимости I и I', характеризующие идеальный процесс снижения качества выпускаемого полезного ископаемого <**>.
<**> Уравнение идеального процесса
k_{\text{к}} = \text{е}^{- \beta\text{Д}},
где e — основание натуральных логарифмов;
\beta — показатель, характеризующий процесс снижения качества;
Д — количество разубоженной горной массы.
Если выпуск из выработки прекращен при наличии в дозах горной массы полезного ископаемого, то участок кривой экстраполируется с учетом этого уравнения.
График для определения потерь полезного ископаемого, смешанного при выпуске с породами
По оси абсцисс отложены количества выпущенной горной массы; по оси ординат — вниз (в убывающем порядке) коэффициент изменения качества, вверх (в возрастающем порядке) коэффициент разубоживания;
б) строится зависимость идеального процесса изменения качества для балансовых запасов полезного ископаемого, включенных по проекту в контур отбойки, для чего изменяется цена деления значений, откладываемых по оси абсцисс.
Коэффициент пересчета цены деления
t = \frac{\text{З}_{\text{от}} \cdot S_{oklf}}{H \cdot S_{okln}} ,
где Soklf, Sokln — площади, замеряемые на графике;
Зот — балансовые запасы полезного ископаемого в блоке, включенные в контур отбойки;
H — количество неразубоженного полезного ископаемого, выпущенное из одиночной выработки при наблюдениях за выпуском из одиночной выработки.
Цена деления оси абсцисс (ц2) изменяется в сравнении с ценой деления (ц1)
в) на основе результатов учета количества и определения качества горной массы, выпускаемой из конкретного блока, на график наносятся и соединяется отрезками прямой соответствующие точки (ломаные линии на рисунке);
г) площади S1 и S2, представленные на рисунке, суммируются. Полученное значение соответствует потерям полезного ископаемого в очистном пространстве.
\text{П}_{\text{о}} = \frac{S_{1} + S_{2}}{M} ,\text{т},
\text{П}_{\text{м}.\text{о}.} = \frac{S_{1}\prime + S_{2}\prime}{M} ,\text{т}.
Потери в местах погрузки, разгрузки, складирования и сортировки, а также на транспортных путях горного предприятия определяются на основе специально поставленных наблюдений и опытных работ. Целесообразность определения этих потерь устанавливает предприятие. Потери в этих местах определяются, как правило, опытным путем.
В местах обрушений, завалов, в пожарных и затопленных участках потери устанавливаются на основании имеющейся на горном предприятии геолого-маркшейдерской документации.
Контроль качества добываемого полезного ископаемого может осуществляться:
-
взятием проб с последующими химическими, минералогическими или геофизическими анализами;
-
геофизическими, фотоминералогическими анализами непосредственно в навалах или транспортных средствах;
Количество пород (некондиционного полезного ископаемого) в добытом полезном ископаемом в отдельных случаях может быть установлено замерами их объемов, включаемых в контур отбойки.
Косвенный метод определения потерь из балансовых запасов
Косвенный метод определения размеров потерь полезных ископаемых основан на сопоставлении количеств металла в погашенных балансовых запасах руды в учетной единице и в добытой из нее рудной массе, т.е. размеры данных показателей устанавливаются не непосредственно в натуре или по геолого-маркшейдерской графической документации, а косвенно — по формуле
n = 1 - \frac{\text{Д }(a - b)}{\text{Б}(c - b)} ,
где c — содержание полезного компонента в балансовых запасах;
a — содержание полезного компонента в добытом полезном ископаемом;
b — содержание полезного компонента в примешанных породах.
РЕКОМЕНДАЦИИ ПО СПОСОБАМ ОПРЕДЕЛЕНИЯ ИСХОДНЫХ ДАННЫХ ДО РАСЧЕТА ВЕЛИЧИНЫ ПОТЕРЬ И ОЦЕНКИ ТОЧНОСТИ
Средняя мощность рудного тела (M_{p_{i}}) определяется среднеарифметическим способом из ее частных значений. Частные значения мощности определяются либо с помощью рулетки в натуре с точностью отсчитывания не менее +/- 0,1 м (при четких контактах), либо по планам опробования. В последнем случае длины пограничных интервалов опробования не должны превышать 0,5 — 1,0 м, а число частных значений мощности должно быть не менее 10 — 15 при мощности рудного тела 5 — 10 м.
Объемный вес руды (\gamma_{V_{i}}) определяется методом гидростатического взвешивания или аналитически (при наличии зависимости объемного веса руды от содержания полезных компонентов). В первом случае среднее по блоку значение объемного веса руды определяют среднеарифметическим способом из 10 — 15 частных его значений, характеризующих все разновидности руды в блоке; во втором — по уравнению регрессии (или графику), используя среднее содержание полезных компонентов в рудном массиве блока. Для надежного определения среднего значения данного показателя во всех случаях требуется достаточное количество проб, равномерно распределенных по всему блоку.
Определение доли примешанных пород в добытой руде при разработке жильных месторождений. Для определения доли примешанных пород при разработке жильных месторождений применяется прямой метод, основанный на замерах мощности рудного тела (жилы) и толщины слоя вовлеченных в добычу вмещающих пород.
Частные значения мощности рудного тела и толщины слоя, вовлекаемых в добычу, должны устанавливаться с погрешностью не более +/- 0,1 м, а общее число их в блоке не должно быть менее 25.
Петрографический метод определения доли примешанных пород. Необходимым условием применения данного метода является макроскопическое различие руд и пород (по цвету, текстуре) при крупности исследуемого материала не менее +5 — +7 мм.
При решении вопроса о возможности применения петрографического метода в условиях конкретного месторождения необходимо провести исследования в такой последовательности:
Исследование принципиальной возможности применения данного метода проводится в блоке с наиболее характерными для месторождения горно-геологическими условиями. С этой целью отбирается 100 — 150 проб рудной массы (весом по 2 — 3 кг) под выпускными выработками, выпуск руды из которых вступил в завершающую стадию, обработка проб состоит в следующем. После взвешивания каждую пробу разделяют на мелкую (-7 мм) и крупную (+7 мм) фракции. Затем последнюю макроскопически сортируют на рудную и породную составляющие. Полученные составные части каждой пробы (мелочь, чистая руда и порода) оформляются как самостоятельные пробы и анализируются на содержание полезных компонентов.
Если в результате анализа окажется, что крупная фракция проб (+7 мм) хорошо поддается сортировке на руду и породу, а содержание полезных компонентов в мелкой фракции проб примерно равно содержанию их в исследуемой рудной массе или в крупной рудной фракции проб, то применение петрографического метода определения разубоживания руды на исследуемом месторождении в принципе возможно.
Испытание петрографического метода в производственных условиях организуется в нескольких эксплуатационных блоках, запасы руды в которых отрабатываются системами с открытым очистным пространством. В этих блоках разубоживание добытой руды в течение одного-двух месяцев определяется двумя методами: на основе съемок и замеров объемов вовлекаемых в добычу пород и петрографическим. Сопоставлением соответствующих частных (за смену, сутки) и средних (за неделю, месяц) значений, полученных двумя методами, решается вопрос о возможности применения петрографического метода в условиях данного месторождения при системах разработки с массовым обрушением руд и вмещающих пород.
Весовой метод определения доли примешанных пород. Необходимым условием применения данного метода является существенное различие в объемных весах руды и разубоживающих пород.
Весовой метод в зависимости от условий конкретных месторождений может применяться в трех вариантах.
Первый вариант применяется на месторождениях с постоянными значениями объемного веса руды и разубоживающих пород. В этом случае определение доли примешанных пород сводится к следующему. Определяется вес чистой руды и разубоживающей породы в объеме шахтной вагонетки стандартной емкости. Полученные при этом значения веса вагонетки (нетто) с рудой и породой принимаются за крайние значения веса вагонетки с рудной массой при разубоживании ее, равном соответственно 0 и 100%. По известным значениям веса вагонетки с рудой и породой легко составить таблицу доли примешанных пород в добытой руде в зависимости от веса рудной массы в объеме вагонетки. По таблице можно производить определение качества руды на приемной площадке и решать вопрос о ее кондиционности.
В основу второго варианта положено систематическое определение не только веса вагонетки с рудной массой, но и определение объемного веса руды. Определение доли примешанных пород при этом сводится к следующему. От взвешенного состава руды, отбирается представительная проба руды (из всех вагонеток состава). С помощью специального пикнометра, смонтированного на весах, определяется объемный вес руды по пробе весом 3 — 4 кг, а затем вычисляется величина доли примешанных пород.
В этом случае от состава руды, прибывшего на учетный пункт рудника, отбираются пробы руды и рудной массы. Проба рудной массы отбирается в решетчатое ведро с включением в нее материала из всех вагонеток состава. Общий вес пробы составляет 10 — 15 кг. Взвесив эту пробу в воздухе и в воде, получают необходимые исходные данные для определения величины \gamma_{T} , а затем и доли примешанных пород.
Оценка точности определения размеров потерь полезных ископаемых при применении прямого метода. При определении размеров потерь на основе маркшейдерских съемок и замеров анализ точности результатов приведен ниже. При этом нужно иметь в виду, что подавляющая часть полезного ископаемого при применении систем разработки с открытым очистным пространством, как правило, теряется в целиках (до 99%).
Для оценки точности определения размера потерь для данного класса систем разработки необходимо найти ошибки получения величин S, mр, \gamma_{V} .
Величина S находится суммированием площадей всех целиков, в связи с этим относительную ошибку определения величины S можно найти по обычной формуле
m_{s} = \frac{m_{si}\%}{\sqrt{n}} ,
где msi% — относительная ошибка определения площади отдельного целика, %;
n — число всех целиков и недоработанных участков в блоке (камере).
Ошибка определения мощности рудного тела (\mu_{p}) включает в себя ошибки техническую и аналогии. Первую из них можно находить по формуле
\mu_{p} = \pm \frac{l}{2} \sqrt{2} ,
где l — принятый на месторождении интервал опробования рудного тела, м.
Для определения ошибки аналогии данного показателя (\mu_{p}^{A}) можно использовать метод последовательных разностей, поскольку всегда известно пространственное положение всех частных его значений.
Оценка точности определения объемного веса руды приведена ниже.
По известным значениям относительных ошибок определения площади целиков, мощности рудного тела и объемного веса руды можно найти относительную погрешность определения размера потерь руды в целиках, которую можно принять за величину погрешности определения размера потерь руды в блоке, поскольку, как уже выше было сказано, потери отбитой руды в блоке пренебрегаемо малы по сравнению с потерями руды в целиках.
Оценка точности определения размеров потерь, подсчитанных на основе использования графической документации, производится примерно так же, как было выше изложено. При этом величины ошибок потерь, как правило, того же порядка, как и в случае, когда размеры потерь определяются по маркшейдерским замерам.
Оценка точности петрографического метода определения размеров потерь применительно к полностью отработанному блоку производится следующим образом.
Исходя из того, что погрешность частного значения доли примешанных пород при петрографическом методе определения не превышает +/- 10%, погрешность среднего значения показателя по полностью отработанному блоку равна
m_{p} = \pm \frac{m_{pi}}{\sqrt{\frac{\text{Д}}{\Delta\text{Д}}}} ,
где Д — количество рудной массы, добытой из блока за весь период его отработки, т;
\Delta\text{Д} — количество добытой рудной массы, характеризуемое одной пробой, т.
Петрографический метод определения доли примешанных пород по точности сопоставим с прямым методом, основанным на использовании маркшейдерских съемок и замеров.
Точность определения размеров потерь и доли примешанных пород на жильных месторождениях по замерам мощностей рудных тел и толщины слоев отбиваемой пустой породы соответствует обычной точности прямого метода.
В общем, погрешность определения размеров потерь прямыми методами обычно не выходит за пределы 10 — 15% относительных (к самим величинам потерь) или 1 — 3% абсолютных (к погашенным запасам полезных ископаемых).
Количество погашенных балансовых запасов руды (Б)
Величина Б определяется по формуле
\text{Б } = V \cdot \gamma_{v},
где V — объем погашенных балансовых запасов полезного ископаемого в учетной единице, м3;
\gamma_{v} — объемный вес полезного ископаемого в массиве, т/м3.
Величина V определяется методом параллельных (вертикальных или горизонтальных) сечений по формуле
где Vi — элементарный объем (заключенный между двумя смежными сечениями), определяемый по формуле
V_{i} = \frac{S_{i} + S_{i + 1}}{2} \cdot l_{i},
где Si и Si+1 — площади смежных сечений, м2;
li — расстояние между смежными сечениями, м.
Величины Si и li определяются на основе маркшейдерской графической документации, составляемой в масштабе 1:200 — 1:1000 (в зависимости от размера разрабатываемых рудных залежей).
Для определения величины Si используется палетка или планиметр.
Величина li определяется с помощью масштабной линейки на плане (разрезе) с точностью 0,2 мм, что соответствует 0,04 — 0,2 м в натуре.
Для надежного определения величины V (mV% <= +/- 3%) число используемых при этом сечений Si должно быть не менее:
а) на рудных залежах относительно простой формы (при коэффициенте вариации S до 10 — 15%) — 4;
б) на рудных залежах сложной формы (при коэффициенте вариации S свыше 20%) — 8.
Объемный вес руды в массиве (\gamma_{v}) определяется по каждой учетной единице аналитически или методом гидростатического взвешивания по образцам весом 1 — 2 кг, отбираемым по всем выработкам блока.
Для надежного определения среднего значения показателя по учетной единице (m_{\gamma}\% \leq \pm 1\%) необходимо использовать не менее 50 — 70 частных значений.
Содержание полезных компонентов в рудном массиве (c)
Содержание полезных компонентов в рудном массиве блоков устанавливается на основе опробования разведочных, подготовительных и нарезных выработок, проводимых вкрест простирания рудных тел на основных и промежуточных горизонтах, а также опробования взрывных скважин. Пробы отбираются бороздовым, линейно-точечным, пленочным (на залежах рыхлых руд) или текстурно-штуфным методом. Длина интервала опробования (единичная или частная проба), в зависимости от мощности рудного тела и его вещественного состава, может колебаться в пределах 0,5 — 10 м. Содержание полезных компонентов может определяться геофизическими и другими новейшими методами опробования.
Для надежного определения среднего значения показателя по учетной единице (mc% <= +/- 4%)число частных его значений (nc) должно доводиться до 100 — 250.
Количество добытой руды из учетной единицы (Д)
Количество добытой руды на горнодобывающих предприятиях устанавливается поблочно на основе ее взвешивания на специальных весах либо по числу принятых к учету (в пункте приема) нагруженных рудой вагонеток. В последнем случае количество добытой из блока руды за смену, сутки и нарастающим итогом с начала месяца и с начала отработки блока находится путем умножения соответствующего числа учтенных вагонеток на средний вес вагонетки (нетто), систематически определяемый по шахте (руднику) в целом.
В последнем случае необходимо принимать меры к качественной загрузке и разгрузке вагонеток. Для устранения возможных ошибок при учете количества добытой руды необходимо данные оперативного учета ежемесячно корректировать по данным обогатительных фабрик и других потребителей руды, получаемым на основе ее взвешивания на специальных весах.
При выполнении указанных выше требований определение данного показателя по полностью отработанной единице производится с допустимой погрешностью (mД +/- 1%).
Содержание полезных компонентов в добытой руде (a)
Содержание полезных компонентов в добытой руде обычно устанавливается на основе ее опробования горстевым, геофизическим и другими новейшими методами, производимыми в вагонетках на приемной площади. При этом опробование должно производиться посменно или посуточно (в блоках с запасами руды более 500 тыс. т).
Сменные пробы составляются из отдельных порций, отбираемых от каждой вагонетки состава и надежно представляющих характеризуемую ими руду как по гранулометрическому, так и по вещественному составу. Вес сменной пробы по блоку должен быть не менее 20 — 30 кг. Материал сменных (суточных) проб накапливается в течение смены (суток) в специальных ящиках, число которых соответствует числу действующих блоков.
Среднее содержание полезных компонентов в добытой руде на сутки и нарастающим итогом с начала месяца определяется средневзвешенным способом. В качестве весов при этом используются соответствующие количества добытой руды.
При выполнении указанных выше требований относительная погрешность определения данного показателя по полностью отработанному блоку не превысит +/- 2%, что вполне достаточно для надежного определения размеров потерь и разубоживания руды.
Для установления степени соответствия размеров учтенных потерь и разубоживания полезных ископаемых их действительным значениям производится оценка точности конечных результатов учета названных показателей.
На величину погрешности любого показателя обычно оказывают влияние два рода ошибок: технические и аналогии. Однако, как показали исследования ВНИМИ, в данном случае технические ошибки весьма малы, обычно они в 5 — 20 раз меньше ошибок аналогии и поэтому с ними можно не считаться, а за ошибки определения размеров любого показателя принимать соответствующие ошибки аналогии.
За меру ошибки аналогии изменяющегося в пространстве показателя обычно принимают среднеквадратическую величину его изменчивости (\sigma) в точках (местах) наблюдения (сечениях, пробах, образцах и т.п.), определяемую по формуле
\sigma = \pm \sqrt{\frac{\sum \delta_{i}^{2}}{n - 1}} ,
где \delta_{i} — отклонения частных значений показателей от среднеарифметического его значения;
n — число частных значений показателя.
Однако при этом следует иметь в виду, что при проведении всех необходимых выработок в эксплуатационном блоке, используемых для построения сечений опробования рудного массива, в большинстве случаев полностью вскрываются плавные (закономерные) изменения указанных показателей.
Поскольку подсчет средних значений показателей выполняется по способу среднего арифметического, вскрытые закономерные изменения показателей почти полностью механически учитываются способом подсчета, а ошибки среднеарифметических значений показателя обусловлены наличием их случайной изменчивости. Поэтому, естественно, для оценки точности средних показателей недопустимо пользоваться величиной \sigma , так как получаемые при этом значения ошибок показателей могут оказаться существенно завышенными.
Таким образом, за меру ошибки аналогии показателей оруденения следует принимать среднеквадратическую величину случайной изменчивости, для определения которой можно использовать метод последовательных разностей. Сущность его состоит в следующем. При независимых значениях показателя Yi для выявления случайной погрешности его определения можно использовать ряд значений \sigma_{i}(Y) :
где \sigma_{1}(Y) , \sigma_{2}(Y) , ..., \sigma_{k}(Y) — среднеквадратическая ошибка определения показателя;
\sum (\Delta^{I})^{2} , \sum (\Delta^{II})^{2} , ..., \sum (\Delta^{k})^{2} — сумма квадратов последовательных разностей между основными значениями показателя;
n — число последовательных разностей.
C_{2k}^{k} = \frac{(2k)!}{(k!)^{2}}
Значения \sigma_{i}(Y) должны быть равным между собой при случайном характере изменения показателя. При наличии закономерной изменчивости показателя они до некоторого определенного порядка разностей образуют убывающий ряд. Из сравнения значений \sigma_{i}(Y) можно установить порядок разностей, при котором значения \sigma_{i}(Y) уже не обнаруживают тенденции к убыванию. Последовательные разности установленного порядка и нужно составить, чтобы добиться соблюдения условия случайности.
Для определения ошибки аналогии любого показателя оруденения обычно оказывается достаточным ограничиваться первыми или вторыми разностями.
Для надежного определения ошибки аналогии показателя необходимо использовать данные не менее чем по 10 — 15 блокам.
Оценка точности определения размеров потерь и разубоживания полезных ископаемых производится особенно в тех случаях, когда допускаются отклонения от изложенных в «Методических указаниях» методов определения средних значений исходных величин.
Погрешности определения размеров потерь и разубоживания полезных ископаемых (mП и mР) при косвенном методе вычисляются по следующим формулам:
m_{\text{П}} = \pm \frac{100 - \text{П}}{100} \sqrt{m_{V}^{2} + m_{\gamma}^{2} + m_{\text{Д}}^{2} + m_{c}^{2} + m_{a}^{2}} ,
m_{\text{Р}} = \pm \frac{100 - P}{100} \sqrt{m_{c}^{2} + m_{a}^{2}} ,
где П и Р — размеры потерь и разубоживания полезных ископаемых, %;
mV, m_{\gamma} , mД — относительные ошибки определения величин V, \gamma , Д, c и a, %.
Относительная погрешность определения объема погашенных балансовых запасов руды в учетной единице (mV%) вычисляется по формуле
m_{V}\% = \pm \frac{0,7t\sigma_{3}}{S_{o} \sqrt{n - 1}} 100,
где t — коэффициент вероятности (при вероятности 90% равен 1,7);
So — среднее значение площади сечений, используемых для определения величины, м2; (ниже — соответствующие средние значения);
n — число сечений в учетной единице (число частных значений показателя, использованных для определения среднего его значения);
\sigma_{3} — среднеквадратическое отклонение площади сечений от среднего его значения (среднеквадратическое отклонение частных значений показателя от среднего его значения) вычисляется по формуле (15) по первым или чаще вторым разностям.
Относительная погрешность определения объемного веса руды в массиве (m_{\gamma}\%) вычисляется по формуле
m_{\gamma}\% = \pm \frac{t\sigma_{\gamma}}{\gamma_{P} \sqrt{n}} 100.
Относительная погрешность определения количества добытой руды (mД%) вычисляется по формуле
m_{\text{Д}}\% = \pm \frac{t\sigma_{\text{Д}}}{\text{Д} \sqrt{\frac{\text{Д}}{\Delta\text{Д}}}} 100,
где Д — количество рудной массы, добытой из учетной единицы за весь период ее отработки;
\Delta\text{Д} — количество рудной массы в вагонетке стандартной емкости в т;
\sigma_{\text{Д}} — среднеквадратическая ошибка определения количества рудной массы в вагонетке.
При наличии на руднике весового хозяйства можно считать, что количество добытой руды устанавливается практически безошибочно.
Относительная погрешность определения среднего содержания полезных компонентов в рудном массиве (mc%) вычисляется по формуле
m_{\text{с}}\% = \pm \frac{t\sigma_{c}}{\text{с}_{\text{о}} \sqrt{n}} 100.
Аналогично вычисляется и относительная погрешность определения среднего содержания полезных компонентов в добытой руде (ma%) по формуле
m_{a}\% = \pm \frac{t\sigma_{a}}{a_{\text{о}} \sqrt{n}} 100.
Утверждены Госгортехнадзором СССР 28 марта 1972 г. в соответствии с Постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899
ТИПОВЫЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ПО ОЦЕНКЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
Использование природных ресурсов становится все более важной сферой общественного производства, в которой в нашей стране заняты миллионы трудящихся. Темпы технического прогресса и развитие производительных сил страны в значительной мере зависят от того, насколько правильно и эффективно мы осваиваем и будем осваивать природные, в том числе и минеральные, ресурсы. Важность рационального использования природных ресурсов подчеркнута в ряде разделов Директив XXIV съезда КПСС по IX пятилетнему плану развития народного хозяйства страны.
В условиях социалистической собственности на природные ресурсы и планового ведения народного хозяйства имеются широкие возможности для экономической оптимизации природопользования, для приведения в действие с этой целью экономических стимулов в интересах всего общества.
За последние два десятилетия высокий уровень потерь полезных ископаемых в процессе их добычи и первичной переработки (обогащения) не снижается или снижается недостаточно, несмотря на общий технический прогресс в горной промышленности и все более широкое применение открытого способа разработки месторождений.
Одной из главных причин допускаемых высоких потерь является отсутствие методики оценки экономических последствий, вызываемых потерями, для горного предприятия и народного хозяйства.
Применяемая в практике оценка последствий потерь по изменению себестоимости добытого полезного ископаемого не отражает в полной мере, а часто существенно искажает истинные размеры экономического ущерба от потерь, который складывается из двух частей. Одна из них отражается на себестоимости и прибыли горного предприятия; вторая же, обычно более значительная по величине часть, на экономических показателях горного предприятия не отражается, оказывая влияние только на экономику народного хозяйства. Поэтому с точки зрения интересов горного предприятия высокие потери нередко представляются экономически оправданными, между тем как на самом деле для народного хозяйства они приносят значительный экономический ущерб.
Этим, главным образом, объясняются высокие потери, которые допускают на горных предприятиях при добыче ценных полезных ископаемых. Этим же вызваны и явления прямо противоположного характера, когда к горным предприятиям предъявляются требования по снижению потерь полезных ископаемых, невысокой ценности вопреки экономическим интересам и горного предприятия, и народного хозяйства.
Современное состояние горной и экономической науки в нашей стране позволяет создать необходимую для практических целей методику оценки экономических последствий, вызываемых потерей полезных ископаемых при добыче и первичной переработке.
Следует подчеркнуть, что к экономической оценке последствий потерь приходится прибегать не только с целью выявления и устранения неоправданных потерь при добыче. Оценка последствий потерь не менее нужна для правильного решения многих задач, связанных с повышением эффективности использования недр, улучшением экономических результатов работы горных предприятий и в целом отраслей промышленности по добыче и переработке полезных ископаемых. Особенно часто приходится обращаться к ней для обоснования кондиций и цен на полезные ископаемые; для установления оптимальных нормативов потерь и разубоживания при добыче; для экономического стимулирования за улучшение показателей полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр; при выборе оптимальных способов, систем и технологии разработки месторождений.
Указанные задачи возникают в проектных, научно-исследовательских организациях и государственных органах или непосредственно на производстве применительно к горному предприятию в целом или его части.
Методика должна отвечать всем указанным задачам и быть вполне доступной для использования непосредственно на производстве: на рудниках, шахтах, карьерах, приисках.
Важным условием является возможность получения необходимых для оценки экономических последствий потерь расчетных технико-экономических показателей по данным существующей на горных предприятиях отчетности или по данным, принятым в проекте.
Излагаемые «Типовые методические указания по экономической оценке последствий потерь полезных ископаемых при разработке месторождений» составлены с учетом изложенного выше на основании Постановления Совета Министров СССР № 899 от 5 ноября 1970 г. «О мероприятиях по уменьшению потерь полезных ископаемых при их добыче и первичной переработке».
I. Общие положения
I-1. В настоящих Типовых методических указаниях изложены основные положения расчета экономических последствий, вызываемых изменением степени полноты извлечения из недр полезных ископаемых при их добыче и первичной переработке (далее для краткости именуемых экономическими последствиями потерь полезных ископаемых) на работающих и проектируемых горных предприятиях с целью повышения эффективности использования недр и улучшения экономических результатов деятельности предприятий и отраслей промышленности по добыче и переработке полезных ископаемых.
Примечание: учитываются экономические последствия от количественных и качественных потерь полезного ископаемого.
I-2. Типовые методические указания предназначены для оценки экономических последствий потерь всех видов полезных ископаемых. Они содержат положения, общие для всех отраслей горнодобывающей промышленности, и являются основой для составления соответствующих отраслевых инструкций применительно к условиям и особенностям каждой отрасли.
Примечание: приводимые ниже Методические указания конкретизированы применительно к условиям разработки месторождений твердых полезных ископаемых.
I-3. Типовые методические указания разработаны с учетом требований экономической реформы, действующих принципов планирования и материального стимулирования и предназначены для министерств, ведомств, предприятий, научных учреждений и организаций, осуществляющих проектирование горных, горно-обогатительных и горно-металлургических предприятий и эксплуатацию месторождений полезных ископаемых.
I-4. Установленные на основе настоящих Методических указаний экономические последствия потерь должны служить средством выявления и устранения экономически неоправданных потерь при добыче и обязательно учитываться при: обосновании кондиций на полезные ископаемые; оценке деятельности горных предприятий в целом и входящих в их состав частей (шахт, эксплуатационных участков и т.п.), установлении технико-экономических нормативов потерь при добыче и переработке полезных ископаемых; обосновании мероприятий по экономическому стимулированию за улучшение показателей полноты и качества извлечения запасов из недр; выборе способов, систем и технологии разработки, месторождений полезных ископаемых.
I-5. Типовые методические указания составлены с учетом возможности их использования как в условиях проектных и научно-исследовательских организаций, так и непосредственно на горных предприятиях, рудниках, шахтах, карьерах и приисках, где необходимость в экономической оценке последствий потерь возникает повседневно.
I-6. В зависимости от продолжительности своего воздействия на экономику народного хозяйства последствия потерь определяются без учета или с учетом фактора времени в соответствии с разделами II и III настоящих Методических указаний.
I-7. В зависимости от полноты охвата экономических последствий потерь они подразделяются на народно-хозяйственные (отраслевые и межотраслевые) и хозрасчетные экономические последствия.
I-8. Под народно-хозяйственными (отраслевыми и межотраслевыми) экономическими последствиями потерь полезных ископаемых понимается изменение затрат на получение заданного объема конечной продукции в масштабе отрасли или группы взаимосвязанных отраслей, возникающее в результате изменения величины потерь на данном горном предприятии.
Под группой взаимосвязанных отраслей понимается совокупность отраслей, производящих взаимозаменяемую продукцию (например, топливодобывающие) или отраслей, образующих единую технологическую цепь (добыча и первичная переработав данного вида полезных ископаемых). Круг взаимосвязанных отраслей для определения народно-хозяйственных последствий потерь по каждому виду полезных ископаемых определяется в отраслевых инструкциях.
В народно-хозяйственных экономических последствиях потерь полезных ископаемых отражается полнота и качество использования недр. Количественным выражением народно-хозяйственных последствий потерь полезных ископаемых является изменение величины дифференциальной горной ренты в целом или совокупного чистого дохода по отрасли или группе взаимосвязанных отраслей в расчете на единицу погашаемых балансовых запасов данного месторождения (участка, блока). Если при повышении степени извлечения полезных ископаемых из недр дифференциальная рента в расчете на единицу запасов возрастает, то повышение степени извлечения (уменьшение потерь) целесообразно с народно-хозяйственных позиций, и наоборот.
I-9. Народно-хозяйственные экономические последствия потерь следует определять по изменению совокупного чистого дохода на всех стадиях добычи и переработки полезных ископаемых. При подсчете совокупного чистого дохода следует пользоваться утвержденными оптовыми ценами на конечную продукцию горных, горнодобывающих и горно-металлургических предприятий.
После установления показателей замыкающих затрат на продукцию добывающих отраслей промышленности определение народно-хозяйственных экономических последствий, потерь целесообразнее будет производить исходя из этих показателей (см. Приложение № 2).
I-10. Хозрасчетные последствия потерь полезных ископаемых выражаются изменением величины прибыли на данном горном предприятии в расчете на единицу погашаемых балансовых запасов. Определяются они для тех предприятий, на продукцию которых установлены оптовые цены.
Если при повышении степени извлечения полезных ископаемых из недр прибыль в расчете на единицу запасов возрастает, то повышение степени извлечения (уменьшение потерь) для данного предприятия является хозрасчетно выгодным, и наоборот.
I-11. Народно-хозяйственные и хозрасчетные последствия потерь полезных ископаемых количественно, как правило, не совпадают, поэтому возникает необходимость параллельного их расчета.
Примечание: несовпадение народно-хозяйственных и хозрасчетных последствий потерь объясняется тем, что часть совокупного чистого дохода, образуемая величиной дифференциальной ренты, поступает непосредственно в бюджет, являясь формой реализации общенародной собственности на недра. Кроме того, при действующей системе цен и расчетов горных предприятий с бюджетом часть дифференциальной ренты реализуется не в добывающих, а в перерабатывающих отраслях промышленности в форме свободного остатка прибыли, фиксированных платежей и налога с оборота на продукцию этих отраслей.
I-12. Определяющим для принятия решений при оценке экономических последствий потерь является расчет народно-хозяйственных последствий потерь полезных ископаемых.
Если хозрасчетные последствия в условиях действующей системы цен оказываются для предприятия невыгодными (например, выгодное с народно-хозяйственных позиций уменьшение потерь приводит к ухудшению хозрасчетных показателей работы данного предприятия), то разрабатываются предложения по соответствующему изменению хозрасчетных условий работы предприятия, изменению порядка материального стимулирования работников предприятия, введению платы за погашаемые балансовые запасы, изменению действующих оптовых цен и т.д. Порядок и методы согласования хозрасчетных показателей работы горных предприятий с народно-хозяйственными последствиями потерь конкретизируются в отраслевых инструкциях.
II. Определение экономических последствий потерь полезных ископаемых без учета фактора времени
II-1. Оценка экономических последствий потерь без учета фактора времени допускается в оперативных планово-производственных расчетах на действующих горных предприятиях, когда: 1) сроки отработки запасов в сравниваемых вариантах одинаковы или 2) не превышают 2 — 3 лет.
II-2. Определение экономических последствий потерь полезных ископаемых состоит в сопоставлении размеров ущерба (Yп), вызванного потерей части запасов, и получаемого при допущенных потерях возмещения (В) на добытую часть запасов.
Указанный принцип оценки основан на том, что допущенные потери полезного ископаемого в конечном итоге не всегда и не обязательно приводят к экономическому ущербу для предприятия и народного хозяйства, так как они обычно возмещаются частично или полностью: снижением затрат на добычу полезного ископаемого; снижением разубоживания и зависящих от него расходов на транспорт и переработку; уменьшением потерь в процессе переработки и др.
Допущенные потери экономически оправданы, если вызванный потерями ущерб меньше полученного возмещения (Yп < В). Обратное положение означает наличие экономического ущерба от потерь (Yп > В).
II-3. Ущерб от потерь выражается произведением количества недоизвлеченного полезного ископаемого \text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) на ценность его одной тонны (\text{Ц}_{\text{п}_{1}}) :
Y_{\text{п}} = \text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}})\text{Ц}_{\text{п}_{1}},\text{руб}., (1)
где K_{\text{н}_{1}} и K_{\text{н}_{2}} — коэффициенты извлечения запасов из недр для сравниваемых вариантов с разным уровнем потерь;
Б — величина погашаемых балансовых запасов.
Методы определения величин K_{\text{н}_{1}} и K_{\text{н}_{2}} излагаются в Приложении № 1.
Примечание: Во всех приводимых далее обозначениях и формулах индекс 1 присваивается варианту с максимальным значением коэффициента Kн.
II-4. Величина получаемого возмещения на добытую часть запасов определяется как произведение количества извлеченного полезного ископаемого (\text{Б}K_{\text{н}_{2}}) при варианте с повышенным уровнем потерь на величину получаемого возмещения на одну тонну (вп):
\text{В } = \text{Б}K_{\text{н}_{2}}\text{в}_{\text{п}},\text{руб}. (2)
II-5. Экономические последствия потерь полезных ископаемых могут определяться в расчете на теряемую часть запасов (Эп) и в расчете на погашенные балансовые запасы (Пр).
Величина Пр является критерием экономической эффективности использования недр, поскольку она показывает изменение величины получаемой дифференциальной ренты или прибыли при изменении величины допущенных потерь.
II-6. Экономические последствия потерь в расчете на все потерянное количество полезного ископаемого (Эп) определяются из выражения:
\text{Э}_{\text{п}} = \text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}})\text{Ц}_{\text{п}_{1}} - \text{Б}K_{\text{н}_{2}}\text{в}_{\text{п}},\text{руб}. (3)
II-7. Экономические последствия потерь 1 т запасов (эп) определяются разностью между понесенным ущербом от потери 1 т запасов и получаемым возмещением в расчете на 1 т потерянных запасов:
\text{э}_{\text{п}} = \text{Ц}_{\text{п}_{1}} - \text{в}_{\text{п}} \frac{K_{\text{н}_{2}}}{K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}} ,\text{руб}./\text{т}. (4)
II-8. Экономические последствия потерь в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов (\Delta\text{П}_{\text{р}}) определяются формулой:
\Delta\text{П}_{\text{р}} = \text{э}_{\text{п}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) = \text{Ц}_{\text{п}_{1}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) - \text{в}_{\text{п}}K_{\text{н}_{2}},\text{руб}./\text{т}. (5)
II-9. Величина \text{Ц}_{\text{п}_{1}} определяется по-разному при исчислении народно-хозяйственных и хозрасчетных последствий потерь полезных ископаемых.
II-10. При установлении народно-хозяйственных последствий потерь полезных ископаемых ценность 1 т недоизвлеченных запасов \text{Ц}_{\text{п}_{1}} при наличии утвержденных для данной отрасли замыкающих затрат (Z) определяется из выражения:
\text{Ц}_{\text{п}_{1}} = \text{Ц}_{\text{б}} - \text{С}_{\text{б}},\text{руб}./\text{т}, (6-а)
где \text{С}_{\text{б}_{1}} — суммарные приведенные затраты на разведку, добычу, транспорт и переработку 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием.
Валовая ценность 1 т балансовых запасов (Цб) определяется в данном случае по величине замыкающих затрат на единицу конечной продукции.
Для однокомпонентных полезных ископаемых
Для многокомпонентных полезных ископаемых
Цб = 0,01c1Z1 + 0,01c2Z2 + ... + 0,1cnZn, руб./т. (7-б)
Для месторождений угля, стройматериалов и других нерудных месторождений
Рекомендуемый порядок разработки и утверждения показателей замыкающих затрат приведен в Приложении № 2.
При отсутствии для данной отрасли замыкающих затрат показатель Цп определяется по разности между извлекаемой из балансовых запасов ценностью конечной продукции, подсчитанной по оптовым ценам, (ЦбИ1) и суммой затрат на разведку, добычу и переработку полезного ископаемого (\text{С}_{\text{б}_{1}})
\text{Ц}_{\text{п}_{1}} = \text{Ц}_{\text{б}}\text{И}_{1} - \text{С}_{\text{б}_{1}},\text{руб}./\text{т}, (6-б)
где И1 — сквозной коэффициент извлечения полезного ископаемого (компонента) на всех стадиях его переработки.
Валовая ценность 1 т балансовых запасов (Цб) определяется по прейскуранту оптовых цен на конечную продукцию (Цо).
Для рудных месторождений принимается цена 1 т готового металла
\text{Ц}_{\text{б}} = 0,01\text{с}_{1}\text{Ц}_{\text{о}_{1}} + 0,01\text{с}_{2}\text{Ц}_{\text{о}_{2}} + ... + 0,01\text{с}_{n}\text{Ц}_{\text{о}_{n}},\text{руб}./\text{т}. (8-б)
Для нерудных и угольных месторождений принимается цена 1 т полезного ископаемого
II-11. Затраты, понесенные на разведку 1 т балансовых запасов, можно выражать долей от их оптовой цены или оптовой цены полезных компонентов, которые содержатся в 1 т балансовых запасов
где р — доля затрат на геолого-разведочные работы в оптовой цене.
Для горнорудных предприятий величина «р» исчисляется по отношению к оптовой цене 1 т металла. По статистическим данным ее рекомендуется принимать для железных руд в пределах 0,02 — 0,05; для руд медно-никелевых и других полиметаллических руд цветных и благородных металлов 0,05 — 0,10; для вольфрамо-молибденовых 0,08 — 0,12; для оловянных, ртутных, сурьмяных и редкометалльных 0,10 — 0,15. Для угольных месторождений величина «р» исчисляется по отношению к оптовой цене 1 т добытого угля; ее рекомендуется принимать: для коксующихся углей 0,02 — 0,03; для энергетических, каменных и бурых углей 0,01 — 0,02. Для пьезо-кварца, мусковита, флогопита, плавикового шпата величина 0,15 — 0,25; для фосфоритов и апатитов 0,05 — 0,08; для калийных солей и серы 0,02 — 0,04; для строительных материалов 0,01 — 0,03.
Нижние цифры в приведенных пределах значений «р» для всех полезных ископаемых соответствуют месторождениям с неблагоприятными горно-геологическими условиями и трудно обогатимым, требующим повышенных затрат на переработку полезных ископаемых. Значения «р» в верхнем пределе — для противоположных условий.
Методы определения затрат на геолого-разведочные работы подлежат уточнению в отраслевых инструкциях.
II-12. При установлении хозрасчетных последствий потерь полезных ископаемых ценность 1 т потерянных запасов (\text{Ц}_{\text{п}_{1}}) по варианту с наименьшими потерями определяется по формуле (6-б). Валовая ценность 1 т балансовых запасов (Цб) принимается по прейскуранту оптовых цен на продукцию данного горного или горно-обогатительного предприятия.
II-13. Величина возмещения на 1 т добытого полезного ископаемого (вп) при определении народно-хозяйственных и хозрасчетных последствий потерь исчисляется как сумма:
- возмещения (вд) в форме снижения себестоимости добычи в расчете на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием:
\text{в}_{\text{д}} = \text{С}_{\text{д}_{1}} \frac{1}{K_{\text{к}_{1}}} - \text{С}_{\text{д}_{2}} \frac{1}{K_{\text{к}_{2}}} ,\text{руб}./\text{т}; (10)
- возмещения (втр) в форме снижения затрат на транспорт в расчете на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием:
\text{в}_{\text{тр}} = \text{С}_{\text{тр}_{1}} \frac{1}{K_{\text{к}_{1}}} - \text{С}_{\text{тр}_{2}} \frac{1}{K_{\text{к}_{2}}} ,\text{руб}./\text{т}; (11)
- возмещения (впер) в форме снижения себестоимости переработки (обогащения, металлургического передела) в расчете на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием:
\text{в}_{\text{пер}} = \text{С}_{\text{пер}_{1}} \frac{1}{K_{\text{к}_{1}}} - \text{С}_{\text{пер}_{2}} \frac{1}{K_{\text{к}_{2}}} ,\text{руб}./\text{т}; (12)
- возмещения (ви) в форме уменьшения ущерба от потерь полезных компонентов при переработке (обогащении, металлургическом переделе) в расчете на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием:
ви = Цб(И2 — И1), руб./т, (13)
где Kк — коэффициент изменения качества полезного ископаемого.
Методы определения коэффициента Kк излагаются в Приложении № 1.
В расчетах по экономической оценке потерь виды возмещения подсчитываются до той стадии, для которой определены замыкающие затраты или оптовые цены на конечную продукцию.
II-14. В некоторых случаях потери полезных ископаемых происходят без экономического возмещения, то есть не сопровождаются выигрышем в форме снижения себестоимости добычи, улучшения качества полезного ископаемого, сокращением затрат на транспорт и переработку. Такие потери происходят в практике обычно из-за неправильного ведения работ, нарушения установленной технологии и др.
Размер экономического ущерба от потерь 1 т запасов без возмещения на любой стадии процесса добычи и переработки может быть выражен разностью между извлекаемой ценностью 1 т балансовых запасов (ЦбИ) и затратами (Сн), которые на потерянное полезное ископаемое еще не понесены:
II-15. Подсчет экономических последствий потерь полезных ископаемых по формулам (3 - 5) производится для оценки потерь в повседневной практике горных предприятий при отработке выемочных участков, группы блоков или отдельных блоков, когда сравниваемые величины потерь не вызывают существенных изменений размера капиталовложений по горному предприятию и предприятиям, перерабатывающим полезные ископаемые.
Когда варианты с разным уровнем потерь в целом для месторождения или горного предприятия значительно отличаются размером потребных капиталовложений, для подсчета экономических последствий потерь следует пользоваться следующей формулой:
\Delta\text{П}_{\text{р}_{\text{к}}} = \text{Ц}_{\text{п}_{1}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) - \text{в}_{\text{п}}K_{\text{н}_{2}} + E_{\text{н}}(\text{К}_{\text{у}_{2}} - \text{К}_{\text{у}_{1}}),\text{руб}./\text{т}, (15-а)
где \text{К}_{\text{у}_{1}} и \text{К}_{\text{у}_{2}} — удельные капиталовложения суммарно по горнодобывающим и перерабатывающим предприятиям (при расчете народно-хозяйственных последствий) или удельная величина производственных фондов по данному горному предприятию (при расчете хозрасчетных последствий) на 1 т годовой добычи балансовых запасов по вариантам 1 и 2;
Eн — нормативный коэффициент эффективности капиталовложений (при расчете народно-хозяйственных последствий) или норматив платы за производственные фонды (при расчете хозрасчетных последствий).
Заменяя в формуле (15-а) два первых слагаемых согласно формуле (5) через \Delta\text{П}_{\text{р}} , получим:
\Delta\text{П}_{\text{р}_{\text{к}}} = \Delta\text{П}_{\text{р}} + E_{\text{н}}(\text{К}_{\text{у}_{2}} - \text{К}_{\text{у}_{1}}),\text{руб}./\text{т}. (15-б)
III. Учет фактора времени при определении экономических последствий потерь полезных ископаемых
III-1. В разделе II были приведены методические указания по определению экономических последствий потерь полезных ископаемых без учета фактора времени. Необходимость учета фактора времени при оценке экономических последствий потерь возникает в следующих случаях:
-
при длительном (свыше 3 лет) периоде отработки балансовых запасов месторождений или его участка в рассматриваемых вариантах разработки;
-
при неодинаковой продолжительности периодов отработки (погашения) балансовых запасов в рассматриваемых вариантах разработки месторождения или его участка.
III-2. Если погашение балансовых запасов при рассматриваемых вариантах извлечения запасов происходит в течение T лет (T > 3), причем T одинаково для всех вариантов, а показатели, используемые при расчете экономических последствий по формулам (5, 15), могут считаться постоянными для периода погашения запасов, то величина экономических последствий потерь в расчете на 1 т погашаемых балансовых запасов с учетом фактора времени (\Delta\overline{\text{П}_{\text{р}}}) может быть исчислена по следующей формуле:
\Delta\overline{\text{П}_{\text{р}}} = \Delta\text{П}_{\text{р}}\text{М}_{\text{Т}}, (16)
где \Delta\text{П}_{\text{р}} — экономические последствия, исчисленные по формулам (5) или (15);
MT — коэффициент учета фактора времени при данном сроке отработки запасов (T), исчисляемый по формуле:
\text{М}_{\text{Т}} = \frac{(1 - \text{Е}_{\text{нп}})^{\text{Т}} - 1}{\text{ТЕ}_{\text{нп}}(1 + \text{Е}_{\text{нп}})^{\text{Т}}} , (17)
где Eнп — норматив для приведения разновременных затрат
Значения коэффициента MT для различных сроков погашения запасов (разработки месторождения или его участка) приводятся в Приложении № 3.
Полученная по формуле (16) величина экономических последствий представляет их суммарное значение за период погашения запасов с учетом фактора времени.
III-3. Если за период погашения запасов показатели, используемые для расчета экономических последствий, существенно меняются (например, величина Kн, Сб, Z, Цо и т.д.), то для учета экономических последствий с учетом фактора времени необходимо погодовое исчисление экономических последствий и их последующее суммирование за весь срок погашения запасов с учетом фактора времени в соответствии с рекомендациями «Типовой методики определения экономической эффективности капитальных вложений».
III-4. При наличии вариантов разработки балансовых запасов с разной продолжительностью (T1 — число лет отработки запасов по варианту с меньшими потерями, T2 — число лет отработки запасов по варианту с большими потерями) экономические последствия с учетом фактора времени в расчете на 1 т погашенных балансовых запасов (\Delta\overline{\text{П}_{\text{р}}}) определяются по формуле:
\Delta\overline{\text{П}_{\text{р}}} = \text{П}_{\text{р}_{1}}\text{М}_{\text{Т}_{1}} - \text{П}_{\text{р}_{2}}\text{М}_{\text{Т}_{2}},\text{руб}./\text{т}, (18)
где \text{М}_{\text{Т}_{1}} и \text{М}_{\text{Т}_{2}} — коэффициенты учета фактора времени при сроках отработки запасов T1 и T2 (формула 17, Приложение № 3);
\text{П}_{\text{р}_{1}} и \text{П}_{\text{р}_{2}} — рента, чистый доход или прибыль при сроках отработки запасов T1 и T2.
Величина «Пр» по сравниваемым вариантам устанавливается из формулы:
Пр = (ЦбИ — Сб)Kн, руб./т, (19)
где входящие в нее показатели определяются с учетом уровня экономической оценки потерь (принятых критериев оценки) и подсчитываются согласно рекомендаций пп. II-6, 7, 8 и Приложения № 1.
III-5. Изменение величины дифференциальной горной ренты является количественной характеристикой изменения затрат на получение заданного объема конечной продукции (см. п. I-8 наст. метод. указ.). Поэтому прирост (уменьшение) ренты (чистого дохода) с учетом фактора времени в варианте с длительным сроком отработки запасов является одновременно показателем прироста (снижения) затрат с учетом фактора времени, возникающего при принятии варианта с ускоренным сроком отработки запасов. Отсюда следует, что учитывать прирост затрат на получение заданного объема продукции при варианте с ускоренным сроком отработки запасов (капиталовложения в строительство новых горных предприятий и др.) наряду с применением ренты (чистого дохода) при определении экономических последствий не следует, так как это означало бы повторный счет экономических последствий.
III-6. В инструкциях по экономической оценке последствий потерь для отдельных отраслей горнодобывающей промышленности должны быть предусмотрены детализированные рекомендации по учету фактора времени на основе имеющихся апробированных методических решений для отражения специфики отраслей.
IV. Порядок расчета экономических последствий потерь
IV-1. Оценке народно-хозяйственных или хозрасчетных экономических последствий потерь по сравниваемым вариантам предшествует получение необходимых исходных данных, перечень которых приведен в табл. 1. Обязательным условием является выравнивание вариантов по величине погашаемых балансовых запасов Б.
Исходные показатели для расчета экономических последствий потерь полезных ископаемых
IV-2. При оценке хозрасчетных экономических последствий потерь исходные данные для расчетов по горному предприятию обычно известны как фактические или проектные (расчетные) данные.
IV-3. Для проведения расчетов по оценке народно-хозяйственных экономических последствий потерь необходимо располагать дополнительными данными и зависимостями между потерями и последствиями потерь, возникающими на данном предприятии и изменением технико-экономических показателей на последующих стадиях переработки минерального сырья.
Эти данные и зависимости должны содержаться в отраслевых инструкциях.
IV-4. Для удобства расчеты по оценке экономических последствий потерь ведутся согласно табл. 2. За основной (с индексом «1») принимается вариант с максимальным значением коэффициента Kн и по отношению к нему подсчитывается количество недоизвлеченного полезного ископаемого во всех остальных вариантах: \text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) — для варианта 2; \text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{3}}) — для варианта 3 и т.д.
Расчет экономических последствий потерь полезных ископаемых
IV-5. Учитывая уровень решаемой задачи (оцениваются народно-хозяйственные или хозрасчетные экономические последствия потерь) и положений раздела II (п. 10) настоящих Методических указаний, по исходным данным основного варианта подсчитывается показатель Цп.
IV-6. Расчет показателей возмещения при оценке народно-хозяйственных экономических последствий потерь ведется по всем стадиям технологического процесса: добычи, транспорта, обогащения и металлургического передела. При оценке хозрасчетных экономических последствий показатели возмещения учитываются по стадиям добычи и транспорта руды, в более редких случаях — обогащения. В рассматриваемых вариантах — 2, 3 и т.д. — подсчет сначала ведется по учитываемым составляющим возмещения; затем определяется суммарное возмещение — на добытое полезное ископаемое \text{в}_{\text{п}_{2}}K_{\text{н}_{2}} — для варианта 2; \text{в}_{\text{п}_{3}}K_{\text{н}_{3}} — для варианта 3 и т.д. и исчисленное на дополнительно потерянное полезное ископаемое: \text{в}_{\text{п}_{2}} \frac{K_{\text{н}_{2}}}{K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}} — в варианте 2; \text{в}_{\text{п}_{3}} \frac{K_{\text{н}_{3}}}{K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{3}}} — в варианте 3 и т.д.
IV-7. По рассчитанным значениям показателей, характеризующих ущерб от потерь и величину возмещения за допущенные потери, устанавливаются искомые показатели экономических последствий потерь по рассматриваемым вариантам. На 1 т потерянного полезного ископаемого они равны: \text{э}_{\text{п}_{2}} = \text{Ц}_{\text{п}_{1}} - \text{в}_{\text{п}_{2}} \frac{K_{\text{н}_{2}}}{K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}} — для варианта 2; \text{э}_{\text{п}_{3}} = \text{Ц}_{\text{п}_{1}} - \text{в}_{\text{п}_{3}} \frac{K_{\text{н}_{3}}}{K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{3}}} — для варианта 3 и т.д. При расчете на 1 т балансовых запасов экономические последствия составят: \Delta\text{П}_{\text{р}_{2}} = \text{э}_{\text{п}_{2}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) = \text{Ц}_{\text{п}_{1}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) - \text{в}_{\text{п}_{2}}K_{\text{н}_{2}} — для варианта 2; \Delta\text{П}_{\text{р}_{3}} = \text{э}_{\text{п}_{32}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{3}}) = \text{Ц}_{\text{п}_{1}}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) - \text{в}_{\text{п}_{3}}K_{\text{н}_{3}} — для варианта 3 и т.д.
IV-8. В случаях когда при оценке экономических последствий потерь необходим учет капиталовложений, существенно отличающихся для сравниваемых вариантов. Тогда итоговая оценка вариантов производится по формуле (15-б).
IV-9. Фактор времени учитывается в соответствии с рекомендациями раздела III.
ИСХОДНЫЕ ПОКАЗАТЕЛИ ДЛЯ РАСЧЕТОВ
1. Степень полноты извлечения из недр твердых полезных ископаемых характеризуется коэффициентом извлечения запасов полезного ископаемого из недр (Kн), равным отношению извлеченного из недр количества полезного компонента в добытом ископаемом (Дa) к количеству полезного компонента, заключенного в погашенных балансовых запасах (Бc)
K_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{а}}{\text{Б} \cdot \text{с}} , (1-а)
где Д — количество добытого (товарного) полезного ископаемого из месторождения или рассматриваемой его части (горизонта, панели, блока), в тоннах;
Б — количество погашенных балансовых запасов месторождения или его части, в тоннах;
a — содержание полезного компонента в добытом полезном ископаемом, в процентах, весовых или условных единицах;
c — то же, в погашенных балансовых запасах.
2. Изменение природного качества полезного ископаемого в процессе добычи характеризуется коэффициентом изменения качества (Kк), равным отношению содержания полезного компонента в добытом полезном ископаемом (a) и в погашенных балансовых запасах (c):
K_{\text{к}} = \frac{\text{а}}{c} . (2-а)
Этот коэффициент можно подсчитать и через отношение оптовых цен 1 т товарного (добытого) полезного ископаемого (Цт) и 1 т балансовых запасов (Цб)
K_{\text{к}} = \frac{\text{Ц}_{\text{т}}}{\text{Ц}_{\text{б}}} . (2-б)
В связи с особенностями полезных ископаемых в разных отраслях горнодобывающей промышленности коэффициент изменения качества может быть выражен через другие исходные показатели:
а) в многокомпонентных полезных ископаемых содержания всех компонентов в балансовых запасах и в добытом ископаемом могут быть переведены в условные содержания (cу, aу) основного компонента, пользуясь формулами:
\text{с}_{\text{у}} = \text{с}_{1} + \text{с}_{2} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{2}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} + \text{с}_{3} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{3}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} + ... + \text{с}_{n} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{n}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} , (3)
a_{\text{у}} = a_{1} + a_{2} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{2}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} + a_{3} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{3}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} + ... + a_{n} \frac{\text{Ц}_{\text{о}_{n}}}{\text{Ц}_{\text{о}_{1}}} , (4)
где c1, c2, c3, ..., cn — содержания первого (основного), 2-го, 3-го... полезных компонентов в погашенных балансовых запасах;
a1, a2, a3, ..., an — то же, в добытом полезном ископаемом;
\text{Ц}_{\text{о}_{1}} , \text{Ц}_{\text{о}_{2}} , \text{Ц}_{\text{о}_{3}} , ..., \text{Ц}_{\text{о}_{n}} — оптовые цены первого (основного), 2-го, 3-го... полезных компонентов.
Коэффициент изменения качества будет равен:
K_{\text{к}} = \frac{\text{а}_{\text{у}}}{\text{с}_{\text{у}}} ; (5)
б) для угольных, сланцевых и торфяных месторождений коэффициент Kк может быть подсчитан по формуле (2-б) или из выражения:
K_{\text{к}} = \frac{1 - \text{А}_{\text{т}}^{\text{с}}}{1 - \text{А}_{\text{б}}^{\text{с}}} , (6)
где \text{А}_{\text{т}}^{\text{с}} и \text{А}_{\text{б}}^{\text{с}} — зольность добытого горючего полезного ископаемого и балансовых запасов в долях единицы по весу (в обозначениях, принятых в угольной промышленности);
в) для полезных ископаемых (слюда, полевой шпат), у которых при определении их цены особое значение имеет сортность, характеризующая физико-механические свойства, гранулометрический состав и др. признаки:
K_{\text{к}} = \frac{\text{Ц}_{\text{т}}}{\text{Ц}_{\text{к}}} , (7)
где Цк — оптовая цена одной тонны полезного ископаемого с установленной наиболее высокой кондицией качества по прейскуранту.
3. С учетом определения коэффициента Kк по формулам (2 - 7) коэффициент извлечения запасов из недр может быть установлен также по формулам:
K_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{Ц}_{\text{т}}}{\text{Б} \cdot \text{Ц}_{\text{б}}} ; K_{\text{н}} = \frac{\text{Д }(1 - \text{А}_{\text{т}}^{\text{с}})}{\text{Б}(1 - \text{А}_{\text{б}}^{\text{с}})} ; K_{\text{н}} = \frac{\text{ДЦ}_{\text{т}}}{\text{БЦ}_{\text{к}}} (1-б, в, г)
4. Валовая ценность 1 тонны полезного ископаемого в добытом виде (Цт) и в балансовых запасах (Цб) при отсутствии утвержденных для данной отрасли показателей замыкающих затрат (см. Приложение № 2) определяется по прейскурантным оптовым ценам на конечную продукцию горнодобывающего предприятия: 1 т полезного ископаемого (уголь, большинство нерудных полезных ископаемых), 1 т металла (или полезного минерала) в концентрате (полезные ископаемые горной химии, горно-обогатительные комбинаты цветной металлургии), 1 т извлекаемого металла (большинство рудных месторождений).
Для многокомпонентных полезных ископаемых валовая ценность подсчитывается через сумму всех компонентов:
\text{Ц}_{\text{б}} = 0,01\text{с}_{1}\text{Ц}_{\text{о}_{1}} + 0,01\text{с}_{2}\text{Ц}_{\text{о}_{2}} + ... + 0,01\text{с}_{n}\text{Ц}_{\text{о}_{n}}; (8)
\text{Ц}_{\text{т}} = 0,01\text{а}_{1}\text{Ц}_{\text{о}_{1}} + 0,01\text{а}_{2}\text{Ц}_{\text{о}_{2}} + ... + 0,01\text{а}_{n}\text{Ц}_{\text{о}_{n}}. (9)
Если все компоненты переведены на условное содержание основного компонента, то валовая ценность определяется по условному содержанию полезного компонента и его оптовой цене по формулам:
где cу — условное содержание в процентах полезного компонента в балансовых запасах;
aу — то же, в добытом полезном ископаемом;
\text{Ц}_{\text{о}_{1}} — оптовая цена 1 т полезного компонента.
При наличии утвержденных для данной отрасли замыкающих затрат (Z) валовая ценность 1 т балансовых запасов определяется на единицу конечной продукции.
Для однокомпонентных полезных ископаемых
Для многокомпонентных полезных ископаемых
Цб = 0,01c1Z1 + 0,01c2Z2 + ... + 0,01cnZn. (13)
Для месторождений угля, стройматериалов и других нерудных месторождений
5. В определений экономических последствий потерь полезных ископаемых участвуют показатели затрат на добычу (Cд), транспорт (Cтр) и переработку (Cпер) (обогащение, металлургический передел) полезного ископаемого, которые на предприятиях обычно исчисляются на одну тонну добытого (товарного) полезного ископаемого. По предлагаемой методике все стоимостные показатели пересчитываются на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием. Для пересчета следует пользоваться зависимостями:
\text{С}_{\text{б}} = \text{С}_{\text{тов}} \frac{\text{с}}{\text{а}} ; (15-а)
\text{С}_{\text{б}} = \text{С}_{\text{тов}} \frac{1}{K_{\text{к}}} , (15-б)
где Cб — стоимостной показатель (себестоимость, приведенные затраты), исчисляемый на 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием (c);
Стов — стоимостной показатель, исчисленный на 1 т добытого полезного ископаемого с содержанием (a).
6. Капитальные вложения на 1 т годовой добычи балансовых запасов Ку в расчетах принимаются суммарно по горным и перерабатывающим предприятиям. Обычно они известны на единицу конечной продукции. На 1 т годовой добычи капвложения пересчитываются в соответствии с рекомендациями отраслевых инструкций, учитывающих специфику отрасли.
7. Точность определения исходных показателей по различным видам полезных ископаемых и степень их влияния на результаты экономических расчетов приводятся в отраслевых инструкциях.
РЕКОМЕНДАЦИИ ПО МЕТОДАМ РАСЧЕТА ЗАМЫКАЮЩИХ ЗАТРАТ НА ПРОДУКЦИЮ ДОБЫВАЮЩИХ ОТРАСЛЕЙ
1. Замыкающими затратами называется величина предельно допустимых, с точки зрения народного хозяйства, затрат на увеличение наличия данной продукции в рассматриваемом районе на определенном отрезке времени.
Замыкающие затраты учитывают совокупность народно-хозяйственных последствий, возникающих при малом приросте (или уменьшении) ресурсов данной продукции и являются в конечном счете количественной характеристикой народно-хозяйственных последствий малого изменения наличия данного ресурса.
2. Наиболее совершенным из практически доступных в ближайшей перспективе методов определения замыкающих затрат на продукцию добывающих отраслей является метод расчета оптимальных оценок продукции в процессе оптимизации крупных территориально-производственных комплексов, охватывающих одновременно отраслевой и региональный аспекты развития группы добывающих отраслей, взаимосвязанных друг с другом по условиям производства и (или) потребления продукции.
При разработке экономико-математических моделей оптимизации территориально-производственных комплексов следует руководствоваться «Основными положениями оптимального планирования развития и размещения производства» <1>.
<1> Москва-Новосибирск, «Наука», 1968.
3. Впредь до завершения исследований и расчетов замыкающих затрат по всему комплексу добывающих отраслей промышленности с применением экономико-математических методов оптимизации для целей экономической оценки потерь полезных ископаемых рекомендуется пользоваться следующими значениями замыкающих затрат и методами их определения:
- в качестве замыкающих затрат на продукцию топливно-добывающих отраслей промышленности следует использовать показатели, рассчитанные ведущими экономическими организациями СССР и рекомендованные к использованию Научным Советом АН СССР по комплексным проблемам энергетики;
- замыкающие затраты на железную руду следует определять, исходя из проектируемого уровня приведенных затрат на прирост добычи железной руды (с учетом затрат на разведку) на замыкающих предприятиях по основным железнорудным бассейнам страны плюс затраты на транспортировку руды с этих предприятий до пункта, для которого рассчитываются замыкающие затраты; в роли замыкающих должны выступать мощные и технически передовые горные предприятия, запроектированные для работы (или работающие) в наименее благоприятных горно-геологических условиях по сравнению с другими крупными предприятиями данного бассейна;
- по отдельным видам руд цветных металлов, оптовые цены на которые установлены с учетом их дефицитности, в качестве показателей замыкающих затрат следует использовать действующие оптовые цены цветных металлов за вычетом приведенных затрат на металлургический передел и топливно-сырьевой (без стоимости руды) составляющей;
- по рудам цветных металлов, оптовые цены которых построены всецело исходя из среднеотраслевой себестоимости производства металла без учета его дефицитности и экономической эффективности, пользоваться действующими оптовыми ценами для расчета замыкающих затрат на эти виды руд не следует, и замыкающие затраты должны определяться так же, как и замыкающие затраты на железную руду.
Аналогично определяются замыкающие затраты на продукцию горной химии и промышленности нерудных полезных ископаемых; при этом для высокотранспортабельных видов минерального сырья замыкающие предприятия целесообразно определять не для каждого отдельно взятого бассейна (района) добычи, а для крупных экономических районов.
При определении уровня замыкающих затрат следует принимать во внимание мировые цены на соответствующие виды минерального сырья, в особенности те, которые являются предметом внешнеторговых операций.
Замыкающие затраты на продукцию добывающих отраслей должны возможно точнее отражать качество соответствующих видов топлива и минерального сырья. Впредь до разработки специальных методов учета качества добываемых полезных ископаемых и продуктов их обогащения (переработки) при определении замыкающих затрат на конкретные виды продукции допускается использование ценностных коэффициентов и шкал приплат и скидок из действующих прейскурантов оптовых цен.
ЗНАЧЕНИЯ КОЭФФИЦИЕНТА Mт ДЛЯ РАЗЛИЧНЫХ СРОКОВ ПОГАШЕНИЯ ЗАПАСОВ ПО ФОРМУЛЕ \text{М}_{\text{т}} = \frac{(1 + \text{Е}_{\text{нп}})^{\text{т}} - 1}{TE_{\text{нп}}(1 + \text{Е}_{\text{нп}})^{\text{т}}}
В Приложении № 4 даны примеры расчета народно-хозяйственных экономических последствий потерь полезных ископаемых с использованием оптовых цен на конечную продукцию горнодобывающих предприятий. В примерах принято, что конечной продукцией рудников цветной металлургии являются концентраты обогащения черной металлургии — передельный чугун, угольных шахт по добыче энергетических углей — отправляемый потребителям товарный уголь.
Рассмотрены наиболее типичные виды потерь и их последствия на различных стадиях технологического процесса, встречающиеся в практике разработки месторождений угля, руд черных и цветных металлов.
Исходные данные для расчетов приняты с определенной степенью условности, поскольку получение точных количественных оценок экономических последствий потерь не является целью этих расчетов, имеющих показательный характер.
Пример 1. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИ КАМЕРНО-СТОЛБОВОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ
При разработке медного месторождения камерно-столбовой системой в рудных целиках теряется до 25 — 30% балансовых запасов. Применение этой же системы, но с искусственными целиками или с твердеющей закладкой, удорожает себестоимость добычи, но позволяет резко уменьшить потери.
Расчеты по экономической оценке потерь проведены при извлечении запасов условного блока (панели) тремя системами: 1) камерно-столбовой системой с применением твердеющей закладки (вариант I); 2) с обрушением руды и покрывающих пород при торцовом выпуске (вариант II); 3) камерно-столбовой с панельной выемкой и оставлением рудных целиков (вариант III).
Исходные данные и результаты расчетов приведены в таблицах 1, 2. Полученные данные свидетельствуют об экономической целесообразности перехода на камерную систему с применением твердеющей закладки. Наиболее высокое извлечение меди из недр (Kн = 0,968) при максимальном ее содержании в добытой руде обеспечивают данной системе максимальную экономическую эффективность. Применяемая камерно-столбовая система с оставлением рудных целиков характеризуются значительно меньшей полнотой и качеством извлечения запасов. Ценность теряемых запасов при этой системе столь велика (5,94 руб.), что она лишь частично возмещается снижением стоимости добычи 1 т балансовой руды (4,64 руб.). В результате и величина прибыли на 1 т балансовых запасов на 0,35 руб. меньше.
Исходные данные для расчета экономических последствий потерь руды на медном руднике
Расчет экономических последствий потерь на медном месторождении
Система разработки с обрушением руды и покрывающих пород по экономичности уступает и той и другой системе. Ущерб от потерь полезного ископаемого при данной системе не возмещается, а увеличивается за счет более высоких затрат на добычу и переработку 1 т балансовой руды, а также ухудшением извлечения меди при обогащении.
Пример 2. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИ СИСТЕМАХ С ОБРУШЕНИЕМ РУДЫ И ВМЕЩАЮЩИХ ПОРОД
Известно, что для всех систем подземной разработки с выпуском руды под обрушенными породами, на долю которых приходится свыше 50% от общей добычи руды черных, цветных и редких металлов, характерна взаимосвязь между потерями и разубоживанием: чем полнее извлекаются запасы из очистных блоков, тем больше они разубоживаются вмещающими породами.
Возмещением за высокие потери невыпущенной руды при этих системах служат в основном снижение зависящих от разубоживания затрат на транспорт и переработку руд, а также уменьшение величины потерь полезных компонентов при переработке руды.
Расчет применительно к условиям данного примера приведен для одного блока свинцово-цинкового рудника, отработанного системой этажного обрушения (табл. 1).
Исходные показатели для расчета экономических последствий потерь полезных ископаемых при системе с массовым обрушением руды и вмещающих пород на свинцово-цинковом месторождении
Экономические последствия от повышенных потерь в случае отработки запасов блока по второму варианту определяется соотношением между ценностью 1 т потерянных запасов (22,02 руб.) и суммарным возмещением (6,75 руб.) на 1 т потерянных запасов (табл. 2). Результаты показывают, что при принятых исходных данных вариант с повышенными потерями экономически невыгоден: ущерб от потерь значительно превышает возмещение за допущенные потери.
Расчет экономических последствий потерь полезных ископаемых для системы с массовым обрушением руды и вмещающих пород
Пример 3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИ СИСТЕМАХ С ОБРУШЕНИЕМ И ЗАКЛАДКОЙ
Подземная разработка железорудных месторождений Кривбасса ведется в основном системами с обрушением с потерями в среднем 20%. Для снижения потерь наиболее ценных руд в Кривбассе неоднократно выдвигались предложения о замене систем с обрушением системами с закладкой. Однако это привело бы к резкому увеличению затрат на добычу. Для оценки последствий от разной степени потерь в результате такой замены рассмотрим два варианта отработки участка месторождения системой с закладкой (вариант 1) и системой подэтажного обрушения (вариант 2). В расчетах, доведенных до стадии получения передельного чугуна, использованы данные НИГРИ, Днепропетровского металлургического института и УКРгипромеза. Затраты на металлургический передел определялись из выражения:
\text{С}_{\text{пер}} = (\text{с}_{\text{ч}} - \alpha_{\text{р}}\alpha_{\text{а}}\text{С}_{\text{д}}) \frac{1}{\alpha_{\text{р}}\alpha_{\text{а}}} , руб./т тов. руды
где сч — себестоимость 1 т чугуна ( \text{с}_{\text{ч}_{1}} = 46,92 ; \text{с}_{\text{ч}_{2}} = 47,26 ), руб.;
\alpha_{\text{р}} — расход руды на 1 т агломерата ( \alpha_{\text{р}_{1}} = 0,847 ; \alpha_{\text{р}_{2}} = 0,835 ), т/т;
\alpha_{\text{а}} — расход агломерата на 1 т чугуна ( \alpha_{\text{а}_{1}} = 1,926 ; \alpha_{\text{а}_{2}} = 2,00 ), т/т.
По данным ДМИ при выплавке чугуна из руд подземной добычи суммарные капиталовложения на 1 т годового производства чугуна (до пересмотра оптовых цен в 1967 г.) составляли 84,50 руб. при содержании железа в руде 58,90% и 81,40 руб. при содержании железа 60,32%. В расчете на 1 т добытой руды удельные капиталовложения равны: 81,40: 1,632 = 49,80 руб. по варианту 1, где 1,632 — расход руды с содержанием железа 60,32% на 1 т чугуна и 84,50: 1,672 = 50,50 руб. по варианту 2, где 1,672 — расход руды на 1 т чугуна при содержании железа 58,90%. С учетом капзатрат на строительство закладочного комплекса удельные капвложения на 1 т товарной руды по варианту 1 составят 50,0 руб.
В пересчете на 1 т годовой добычи руды с балансовым содержанием удельные капвложения составят:
по 1-му варианту \text{К}_{\text{у}_{1}} = 50:K_{\text{к}_{1}} = 50:0,972 = 51,4\text{р}. ;
по 2-му варианту \text{К}_{\text{у}_{2}} = 50,5:K_{\text{к}_{2}} = 50,5:0,952 = 53,0\text{руб}.
Оценка экономических последствий потерь показывает (табл. 2), что применение системы с обрушением по сравнению с системой с закладкой по критерию прибыли, не выгодно ввиду значительной ценности теряемых запасов и более высоких затрат на транспорт и металлургический передел руды, превосходящих снижения себестоимости добычи. Так как к тому же и удельные капиталовложения на 1 т годовой добычи с балансовым содержанием при системе с обрушением оказались выше, чем при выемке запасов системой с закладкой, то с учетом разницы в капиталовложениях экономический ущерб от повышенных потерь при разработке с обрушением оказывается еще больше, что свидетельствует о целесообразности перехода на систему с закладкой выработанного пространства.
Исходные данные для расчета экономических последствий потерь на одном из рудников Кривбасса
Расчет экономических последствий потерь на руднике Кривбасса
Пример 4. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИ ОТКРЫТОЙ РАЗРАБОТКЕ МЕСТОРОЖДЕНИЙ
При открытом способе разработки месторождений полнота извлечения запасов связана с количеством извлекаемых вместе с ними вмещающих пород. С увеличением количества примешиваемых пород обычно возрастает коэффициент извлечения запасов и снижается себестоимость добычи, но ухудшается качество добытого полезного ископаемого. В случае правильных плоских контактов рудного тела полноту извлечения полезного ископаемого можно связать с высотой треугольника этих пустых пород. Увеличение его высоты обеспечит повышение коэффициента извлечения при ухудшении качества руды.
Расчет выполнен применительно к условиям одного из карьеров Алтая. Сравнивается разница в потерях для трех вариантов разработки выемочного участка длиной 100 м при мощности рудного тела 26 м и высоте уступа 7,5 м. Варианты отличаются тем, что в первом из них высота треугольника пустых пород равна 7,5 м, во втором — 6,0 м и в третьем — 4,5 м (табл. 1).
Исходные данные для расчета экономических последствий потерь при открытой разработке полиметаллического месторождения
Результаты экономической оценки последствий потерь показывают (табл. 2), что при втором варианте по сравнению с первым ценность теряемой руды возмещается снижением себестоимости добычи и переработки. В результате при уменьшении высоты треугольника пустых пород с 7,5 до 6 м сумма прибыли возрастает на 3660 руб., т.е. на 0,06 руб. на 1 т балансовых запасов.
Расчет экономических последствий потерь при открытой разработке полиметаллического месторождения
При третьем варианте ценность теряемой руды не перекрывается снижением себестоимости добычи и переработки руды. При отработке запасов участка по этому варианту был бы нанесен убыток в размере более 13000 руб.
Пример 5. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ УГЛЯ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К УСЛОВИЯМ УГОЛЬНОЙ ШАХТЫ С ПОЛОГИМ ПАДЕНИЕМ ПЛАСТА
При выемке пласта мощностью 8 м возможно применение нескольких вариантов систем и технологии разработки, отличающихся технико-экономическими показателями и уровнем полноты извлечения угля из недр. Рассмотрим два возможных варианта. По первому выемка угля в пласте ведется двумя слоями: верхний отрабатывается комбайном с индивидуальной крепью, а нижний слой повышенной мощности (5 м) извлекается сдвоенными комплексами ОМКТ. При втором варианте уголь добывается системой длинных столбов с разделением пласта на два слоя и оставлением межслоевой пачки мощностью в 1,0 м. В слоевых лавах работают комбайны «Украина» и К-58 в сочетании с индивидуальной крепью (табл. 1).
Исходные данные для расчета экономических последствий потерь на угольной шахте с пологим падением пласта
Ущерб от повышенных потерь во втором варианте (3,53 руб.) целиком возмещается снижением себестоимости добычи (5,03 руб.), что свидетельствует об оправданности оставления межслоевой пачки и увеличения потерь угля на 11% во втором варианте (табл. 2).
Расчет экономических последствий потерь на шахте с пологим падением пласта
Пример 6. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К УСЛОВИЯМ ШАХТЫ С КРУТЫМ ПАДЕНИЕМ ПЛАСТОВ
Метод расчета экономических последствий потерь в данном примере использован для оценки систем разработки мощных крутопадающих угольных пластов. Здесь может применяться 6 вариантов сочетаний различных систем разработки при выемке девяти сближенных угольных пластов.
В комплексе систем по первому варианту все пласты разрабатываются со значительным объемом закладки выработанного пространства. В комплексе систем разработки по варианту 6 не извлекаются тонкие пласты. Комплексы систем в вариантах 2 — 5 отражают постепенный переход от полной закладки к полному обрушению.
По принятым исходным данным (табл. 1) получены результаты (табл. 2), которые свидетельствуют, что оптимальным с учетом экономических последствий от потерь является вариант 4, в котором ценность потерянных запасов в наибольшей мере возмещается снижением затрат на добычу угля. Экономическая эффективность остальных вариантов распределялась в зависимости от соотношения между величиной ущерба от потерь и величиной возмещения за допущенные потери.
Исходные данные для расчета экономических последствий потерь в условиях угольной шахты с крутым падением пластов
Расчет экономических последствий потерь на угольной шахте с крутым падением пластов
Пример 7. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКИХ ПОСЛЕДСТВИЙ ПОТЕРЬ ПРИ РЕШЕНИИ ЗАДАЧИ О ВОВЛЕЧЕНИИ В РАЗРАБОТКУ ИЛИ ОСТАВЛЕНИИ В НЕДРАХ ОТДЕЛЬНЫХ УЧАСТКОВ (РУДНЫХ ТЕЛ) МЕСТОРОЖДЕНИЯ
В практике встречаются случаи, когда вследствие сильной геологической нарушенности отдельных участков месторождения, удаленности или низкого содержания (но в пределах промышленной кондиции) или других причин возникает вопрос о целесообразности их отработки.
Применительно к данному случаю рассмотрим конкретный пример по данным практики полиметаллического рудника, когда решался вопрос об оставлении или отработке участка с запасами 100000 т. Содержание в нем полезного компонента 1,2 усл. %, среднее содержание в добытой руде по руднику планируется на уровне 1,8 усл. %.
Сравнивается два варианта: первый — участок с балансовыми запасами 100000 т вовлекается в эксплуатацию. На восстановление транспортных, вентиляционных и других горно-подготовительных выработок дополнительно затрачивается 50000 руб., после чего он отрабатывается совместно с соседним участком, запасы которого составляют 1000000 т с содержанием полезного компонента 2,0 усл. %. Второй вариант — участок с запасами 100000 т не извлекается, отрабатывается лишь второй участок с содержанием полезного компонента 2,0 усл. % (табл. 1).
Исходные показателя для расчета экономических последствий потерь при решении задачи об извлечении или оставлении в недрах участка месторождения
Из результатов расчета следует (табл. 2), что при оставлении в недрах участка с относительно бедной рудой ущерб от потери 1 т балансовых запасов (3,98 руб.) полностью возмещается снижением стоимости добычи, транспорта и переработки (4,32 руб.), поэтому его отрабатывать нецелесообразно.
Расчет экономических последствий потерь при решении задачи об оставлении или извлечении участка месторождения
Более типичен случай, когда решение задачи об оставлении отдельных участков в недрах или их извлечении заключаются в обычном сравнении двух, трех или более возможных вариантов их отработки, отличающихся уровнем полноты извлечения запасов и технико-экономическими показателями по вариантам (см. примеры 1 - 3, 5 - 6 Приложения № 4).
Пример 8. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЭКОНОМИЧЕСКОГО УЩЕРБА ОТ НЕОПРАВДАННЫХ (БЕЗ ВОЗМЕЩЕНИЯ) ПОТЕРЬ РУДНОЙ МЕЛОЧИ В ЗАКЛАДКЕ ВЫРАБОТАННОГО ПРОСТРАНСТВА
На жильном месторождении в блоке с балансовыми запасами Б = 15000 т при содержании олова c = 0,8% потери олова в закладке в виде рудной мелочи из-за небрежной укладки (или отсутствия) настила составили 8% вместо 3% при тщательной укладке настила. В данном случае рост потерь на 5% ничем экономически не возмещается.
Определим размер экономического ущерба от роста потерь в расчете на 1 т и на весь потерянный запас при следующих условиях. Валовая ценность 1 т балансовых запасов Цб = 0,01cЦо = 0,01·0,8·8500 = 68 руб., где 8500 — оптовая цена 1 т олова в концентрате; коэффициент извлечения олова из руды в концентрат Ио = 0,85; извлекаемая ценность 1 т балансовых запасов ЦбИо = 68·0,85 = 57,8 руб.; затраты на разведку 1 т балансовых запасов в расчете 10% от Цб равны 0,10·68 = 6,80 руб.; затраты на вскрытие, подготовку и очистную выемку на 1 т балансовой руды 8,2 руб.; полные затраты на добычу сд = 12,2 руб.; затраты на транспорт и обогащение стр + спер = 14,4 руб.
Экономический ущерб от потери 1 т запасов в закладке, происходящих без возмещения, определим по формуле:
эп = Зр + (Цбио — сн), руб./т,
здесь сн — затраты, которые на потерянную часть балансовых запасов предприятием не будут сделаны. Они складываются из полных затрат на транспорт и обогащение спер + стр = 14,4 руб. и части затрат на добычу, которые на потерянную руду не будут понесены. Они равны полным затратам на добычу 1 т балансовых запасов сд за вычетом затрат на вскрытие, подготовку и очистную выемку (8,2 руб.)
сн = 14,4 + (12,2 — 8,2) = 18,4 руб./т.
эп = 6,80 + (57,8 — 18,4) = 46,20 руб./т.
Полный экономический ущерб от повышенных потерь в закладке составит для блока
\text{Э}_{\text{п}} = \text{э}_{\text{п}}\text{Б}(K_{\text{н}_{1}} - K_{\text{н}_{2}}) = 46,2 \cdot 15000 \cdot 0,05 = 34650\text{руб}.
Утверждены Госгортехнадзором СССР 28 марта 1972 года в соответствии с Постановлением Совета Министров СССР от 5 ноября 1970 г. № 899
ТИПОВЫЕ МЕТОДИЧЕСКИЕ УКАЗАНИЯ ПО НОРМИРОВАНИЮ ПОТЕРЬ ТВЕРДЫХ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ ПРИ ДОБЫЧЕ
I. Общие положения
I.1. Задачей «Типовых методических указаний по нормированию потерь твердых полезных ископаемых» 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.
I.2. Проблема повышения полноты и качества извлечения полезных ископаемых из недр возникает на различных стадиях освоения месторождения. В связи с этим различаются следующие аспекты технико-экономического обоснования рационального уровня извлечения полезных ископаемых из недр, возникающие при:
а) народно-хозяйственном 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 и разубоживания в процессе производственной деятельности горнодобывающих предприятий.
I.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.
I.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.
I.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 геолого-разведочных работ.
Исключением из этого являются предприятия, разрабатывающие месторождения общераспространенных полезных ископаемых, необходимость нормирования потерь и разубоживания на которых устанавливается специальным решением органов Госгортехнадзора СССР.
I.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.
I.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.
I.8. В соответствии с «Единой классификацией потерь твердых полезных ископаемых при разработке месторождений» потери разделяются на общешахтные (общерудничные, общекарьерные, общеприисковые) и эксплуатационные.
I.9. Эксплуатационные потери зависят при подземной добыче полезного ископаемого от системы разработки и ее параметров, а при открытой — от технологии и организации горных работ.
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;
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.
I.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 планируемых периодов времени, то среднее значение плановых показателей потерь и разубоживания по блоку (участку) должно быть тождественно их нормативным значениям в том же контуре.
I.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.
I.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.
I.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.
II. Принципы и общеметодические указания по нормированию потерь и разубоживания полезного ископаемого при добыче
II.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).
II.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.
II.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.
II.4. Для производства 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.).
II.5. Нормативы потерь и разубоживания полезного ископаемого при отобранных для применения 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.
II.6. Уровень потерь в сравниваемых вариантах разработки устанавливается в целом по блоку (участку) на основе потерь по отдельным их видам по формуле
\text{п } = \frac{\text{П}_{1} + \text{П}_{2} + ... + \text{П}_{n}}{\text{Б}} ,\text{долиед}., (1)
где П1, П2, ..., Пn — количество теряемых запасов по видам потерь, т/м3;
Б — погашаемые балансовые запасы блока (участка), уточненные по данным эксплуатационной разведки, т/м3.
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
(2)где c1, c2, ..., cn — содержание полезного компонента по видам потерь, %;
c — среднее содержание в погашаемых балансовых запасах блока (участка), %.
II.7. Величина разубоживания в сравниваемых вариантах разработки блока (участка) определяется:
а) по содержанию полезных компонентов
p = \frac{c - a}{c} ,\text{долиед}.; (3)
б) по валовой ценности полезного ископаемого (для многокомпонентных руд, стройматериалов)
p = \frac{\text{Ц}_{\text{б}} - \text{Ц}_{\text{т}}}{\text{Ц}_{\text{б}}} ,\text{долиед}., (5)
где c и a — содержание полезных компонентов соответственно в погашаемых балансовых запасах и в добываемом полезном ископаемом в процентах, весовых или условных единицах;
Цт — валовая ценность, т.е. оптовая цена одной тонны (м3) товарного (добытого) полезного ископаемого по прейскуранту, руб./т, руб./м3;
Цб — то же, одной тонны (м3) погашаемых балансовых запасов;
в) по количеству разубоживающих пород
\text{р} = \frac{\text{В}}{\text{А } + \text{В}} = \frac{\text{В}}{\text{Д}} ,\text{долиед}., (6)
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 отработке маломощных залежей
\text{р} = \frac{(m_{\text{в}} - m_{p}) \cdot \gamma_{\text{п}}}{m_{p}\gamma_{p} + m_{\text{п}}\gamma_{\text{п}}} , (7)
где mв — выемочная мощность, м;
mп — мощность породного слоя, включенного в контур эксплуатационного блока.
II.8. В основу экономического сравнения вариантов разработки с целью определения нормативов потерь и разубоживания положены «Типовые методические указания по оценке экономических последствий потерь полезных ископаемых при разработке месторождений». При этом для целей нормирования потерь и разубоживания их экономические последствия допускается оценивать без учета фактора времени ввиду кратковременности процесса (не более 2 — 3 лет) отработки отдельного блока (участка).
II.9. Критерием оценки экономической эффективности сравниваемых вариантов разработки (системы, технологии) блока (участка) является величина прибыли (чистый доход) народного хозяйства (Пр) или дифференциальной горной ренты (R) в расчете с единицы погашаемых балансовых запасов
Пр (то же, R) = Ци — С, руб./т б. з. (8)
или Пр (R) = ЦбKнИ — СбKн, руб./т б. з., (9)
где Ци — ценность конечной продукции, извлекаемая из 1 т погашаемых запасов, руб./т б. з.;
Цб — валовая ценность, заключенная в 1 т балансовых запасов, руб./т б. з.;
С — общие затраты плюс нормативная прибыль суммарно по производственным стадиям разведки, добычи, транспортировки и переработки, отнесенные к единице балансовых запасов, руб./т б. з.;
Сб — сумма затрат и нормативной прибыли в разведке, добыче, транспортировке и переработке 1 т полезного ископаемого с балансовым (природным) содержанием полезного компонента, при расчете показателя Пр (прибыли);
Сб — сумма приведенных затрат на разведку, добычу, транспорт и переработку 1 т полезного ископаемого с балансовым содержанием, при расчете дифференциальной ренты (R);
Kн — коэффициент извлечения запасов из недр при добыче;
и — коэффициент извлечения полезного компонента при переработке добытого полезного ископаемого.
Валовая ценность одной тонны балансовых запасов (Цб) определяется по прейскуранту государственных оптовых цен (Цо) на конечную продукцию:
для многокомпонентных полезных ископаемых
\text{Ц}_{\text{б}} = \sum_{i = 1}^{n} \cdot 0,01 \cdot c_{i}\text{Ц}_{\text{о}_{i}}, (11)
где ci — содержание i-го компонента (даже если он и не извлекается на данном предприятии) с ценою \text{Ц}_{\text{о}_{i}} , %;
n — количество полезных компонентов.
Для месторождений стройматериалов и других нерудных ископаемых
Для горнодобывающих отраслей, располагающих численным значением замыкающих затрат Z, валовая ценность 1 т балансовых запасов подсчитывается по формулам (10) и (11), где вместо оптовых цен (Цо) используются замыкающие затраты Z. В этом случае по формуле (9) определяется экономическая эффективность вариантов разработки на основе критерия дифференциальной горной ренты.
Если затраты на разведку данного полезного ископаемого учтены в затратах (Cб), но не учтены в оптовых ценах Цо (или замыкающих затратах Z) конечной продукции, то прибыль (ренту), определенную по формуле (9), 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 (9) следует вычесть затраты на разведку.
Затраты на разведку 1 т балансовых запасов (Зр) 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.
| II.10. Последовательность экономического сравнения возможных вариантов разработки блока (участка) для определения нормативов потерь и разубоживания приведена в таблице. | Наименование показателей | Условные обозначения | |||
| Формулы для определения показателей или источников их получения | Технико-экономические показатели по вариантам разработки блока (участка) | I | |||
| II | ... | 1 | 2 | 3 | 4 |
| 5 | 6 | Балансовые запасы блока (участка), подлежащие погашению, т | Б | Уточненные данные эксплуатационной разведки | |
| Содержание полезного <*> компонента в балансовых запасах, % | c | Уточненные данные эксплуатационной разведки | |||
| Содержание полезных компонентов в разубоживающих породах, % | b | ||||
| Коэффициент потерь п | \text{п } = \frac{\text{П}}{\text{Б}} ; | П — количество теряемых балансовых запасов по сравниваемым вариантам разработки | |||
| Отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам в | \text{в} = \frac{\text{В}}{\text{Б}} ; | В — количество разубоживающих пород по сравниваемым вариантам разработки | |||
| Количество добытого полезного ископаемого, т | Д | Д = Б(1 — п + в) | |||
| Содержание полезного компонента в добываемом полезном ископаемом, % | a | ||||
| а) при b = 0 | \text{а } = \frac{\text{Б} \cdot \text{с}(1 - \text{п})}{\text{Д}} | ||||
| б) при b \neq 0 | \text{а } = \frac{\text{Б}(\text{с} - \text{сп} + b \cdot \text{в})}{\text{Д}} | ||||
| Коэффициент разубоживания | р | \text{р} = \frac{\text{с} - \text{а}}{\text{с}} или \text{р} = \frac{\text{с} - \text{а}}{\text{с} - b} | |||
| Коэффициент изменения качества | K_{\text{к}} = \frac{\text{а}}{\text{с}} | ||||
| Коэффициент извлечения запасов из недр Kн K_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{а}}{\text{Б} \cdot \text{с}} ; K_{\text{н}} = \frac{\text{Д } \cdot \text{Ц}_{\text{т}}}{\text{Б} \cdot \text{Ц}_{\text{б}}} , | где Цт — ценность, заключенная в 1 т товарного полезного ископаемого | ||||
| Валовая ценность 1 т балансовых запасов полезного ископаемого, руб./т б. з. Цб Цб = 0,01·cЦо, | где Цо — оптовая цена единицы конечной продукции | ||||
| Коэффициент извлечения полезного компонента при разработке полезного ископаемого | и | По технологическим данным переработки полезного ископаемого | |||
| Извлекаемая ценность <*>, отнесенная к 1 т погашаемых балансовых запасов, руб./т б. з. | Ци | Ци = Цб·И·Kн | |||
| Суммарные затраты по добыче (Сд), транспортировке (Стр) и переработке (Спер) 1 т добытого полезного ископаемого, руб./т | Стов | Стов = Сд + Стр + Спер | |||
| То же, отнесенные к 1 т погашаемых балансовых запасов, руб./т б. з. | С | \text{С } = \frac{\text{Д}}{\text{Б}} \cdot C_{\text{тов}} = (1 - \text{п} + \text{в})\text{С}_{\text{тов}} | |||
| Прибыль (+) или убытки (-), отнесенные к 1 т погашаемых балансовых запасов, руб./т б. з. | Пр | Пр = Ци — С | |||
<*> Для многокомпонентного полезного ископаемого нормативные потери и разубоживание устанавливаются с учетом всех извлекаемых полезных компонентов.
II.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. Целесообразность определения нормативов этих потерь устанавливается 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.
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 величины потерь и разубоживания, которые могут иметь место при отработке рассматриваемого блока (участка).
Далее, путем сопоставления технико-экономических показателей, полученных по вариантам, выявляется рациональный вариант, который принимается для отработки данного блока (участка), а его показатели потерь и разубоживания — 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 путем построения 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.
Потери по полезному компоненту рассчитываются тогда, когда 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.
Целесообразность оставления в выработанном пространстве или извлечения запасов полезного ископаемого из целиков решается технико-экономическими расчетами. Затраты, связанные с выемкой целиков или замены их искусственными целиками, включаются в себестоимость добычи 1 т полезного ископаемого сравниваемого варианта системы 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. В случаях когда на руднике системы разработки применяются впервые, можно пользоваться данными, приведенными в таблицах 1 - 5. Но эти данные в дальнейшем должны быть уточнены.
Потери и разубоживание при отработке камерных запасов руды (доли ед.)
| Способы отбойки | Камеры, расположенные по простиранию | Камеры, расположенные вкрест простирания | ||
| Потери | Разубоживание | Потери | Разубоживание | |
| 1 | 2 | 3 | 4 | 5 |
| I. Выпуск руды из камеры до обрушения целиков | ||||
| 1. Мелкими шпурами: | ||||
| а) залежь с углом падения 80 — 90°, с четкими и ровными контактами: | ||||
| в открытых камерах | 0,02 | 0,05 | - | - |
| в камер-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 камер-магазинах | 0,06 | 0,05 | - | - |
| 2. 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 камер-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 камер-магазинах | 0,06 | 0,04 | 0,05 | 0,03 |
| в) залежь с углом падения до 45°, со слабоустойчивой кровлей | ||||
| открытые камеры | 0,05 | 0,05 | - | - |
| 3. Глубокими скважинами послойно или веерно расположенными | 0,07 <*> 0,05 | 0,05 | 0,04 | 0,04 |
| 4. Минными зарядами | 0,07 | 0,09 | 0,06 | 0,06 |
| II. Выпуск замагазинированной руды после обрушения целиков (потолочины и междукамерных целиков) | ||||
| 1. Штанговыми шпурами, пробуренными из открытых камер | 0,15 <*> 0,10 | 0,08 | 0,08 | 0,05 |
| 2. Глубокими скважинами, послойно или веерно расположенными | 0,20 <*> 0,12 | 0,09 | 0,10 | 0,06 |
| 3. Минными зарядами | 0,22 <*> 0,15 | 0,10 | 0,13 | 0,06 |
<*> Наибольшие значения потерь даны для залежей с углом падения 55 — 65°.
Потери и разубоживание при выемке междукамерных целиков массовым обрушением (доли ед.)
Потери и разубоживание при выемке междукамерных целиков различными вариантами системы подэтажного обрушения (доли ед.)
Потери и разубоживание руды при выемке днищ (доли ед.)
| Способ выемки | Потери | Разубоживание |
|---|---|---|
| 1. Системой разработки подэтажным обрушением | 0,22 | 0,10 |
| 2. Массовым обрушением скважинными зарядами | 0,40 | 0,13 |
Потери и разубоживание руды при выемке потолочин массовым обрушением для залежей с углом падения выше 60° (доли ед.)
При системах разработки с обрушением руды и налагающих пород потери и разубоживание по вариантам определяются расчетным путем с использованием теории выпуска руды.
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
балансовые запасы блока Б = 6540 т; мощность рудного тела m = 8 м; угол падения залежи \alpha = 25 - 40^{\circ} ; объемный вес руды 2,64 т/м3; содержание полезного компонента в балансовых запасах 1,99%.
По горно-геологическим условиям залегания рудного тела для отработки данного блока можно применить три варианта камерно-столбовой системы разработки.
В первом варианте предохранительная рудная корка оставляется лишь в местах с неустойчивой кровлей, во втором варианте предохранительная рудная корка в кровле оставляется по всей площади камеры, в качестве третьего — предусматривается вариант без оставления рудной корки с закреплением кровли штанговой крепью (рис. 1).
Рис. 1. Схема к расчету потерь при отработке блока камерно-столбовой системой разработки
Определяем потери и разубоживание полезного ископаемого, которые могут иметь место при отработке данного блока каждым из намеченных вариантов камерно-столбовой системы разработки.
I вариант. При этом варианте системы разработки остаются в недрах неизвлеченными:
-
Потб = 200 т — потери отбитой руды в камере (определены на основании данных табл. 1).
Запасы рудного целика нижнего панельного штрека извлекаются при отработке камерных запасов нижнего блока, поэтому в рассматриваемых вариантах в виде потерь не учитываются.
Потери по формуле (1) при данном варианте составят
\text{п } = \frac{\text{П}_{\text{кр}.\text{цел}} + \text{П}_{\text{кор}} + \text{П}_{\text{отб}} + \text{П}_{\text{пан}}}{\text{Б}} \cdot 100 = \frac{468 + 520 + 200 + 472}{6540} \cdot 100 = \frac{1600}{6540} \cdot 100 = 25\%.
Разубоживание при этом варианте (р = 8%) принимаем на основании опытных данных, накопленных на предприятии в результате применения указанного варианта отработки блоков. В случае отсутствия этих данных можно пользоваться данными табл. 1.
Количество добытой из данного блока рудной массы (Д) и содержание металла в ней (a) находим по формулам:
\text{Д } = \text{Б} \frac{1 - \text{п}}{1 - \text{р}} = 6540 \frac{1 - 0,25}{1 - 0,08} = 5300\text{т};
\text{а } = \frac{\text{Б}c(1 - \text{п})}{\text{Д}} = \frac{6540 \cdot 1,99(1 - 0,25)}{5300} = 1,83\%.
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:
Разубоживание добытого полезного ископаемого при данном варианте системы разработки непосредственным замером определить невозможно. Поэтому коэффициент разубоживания принимается согласно табл. 1, он будет равен 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:
Разубоживание при этом варианте (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, транспортировку и переработку по каждому варианту берутся по фактическим данным рудника и обогатительной фабрики.
Результаты сравнительной экономической оценки вариантов представлены в табл. 6.
Как видно из табл. 6, 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.
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 по количеству и качеству выпускаемой из блока руды.
Для расчета потерь и разубоживания при этой системе разработки необходимо пользоваться различными аналитическими зависимостями, основанными на теории выпуска или графоаналитическим методом. Оба эти случая использованы в приведенных ниже примерах.
Для первого примера взят блок со следующими параметрами:
балансовые запасы блока Б = 450 тыс. т; длина блока l = 100 м; высота этажа H = 50 м; высота обрушаемого слоя h = 45 м; расстояние между дучками S = 6,2 м; диаметр дучек d = 1,8 м; количество дучек m = 130; объемный вес руды \gamma_{\text{р}} = 2,0\text{т}/\text{м}^{3} ; объемный вес вмещающих пород \gamma_{\text{п}} = 1,8\text{т}/\text{м}^{3} ; содержание металла в балансовых запасах c = 2,0%, во вмещающих породах — b = 0.
Последовательность расчета потерь и разубоживания по дозам выпуска следующая:
1. Определяется объем чистой руды Qч, выпускаемой из блока. Для чего определяется:
а) критическая высота выпускаемого слоя hкр (рис. 2), на которой поверхность контакта руды и налегающих пород параллельна плоскости днища, по формуле
где S — расстояние между осями выпускных отверстий, м;
d — диаметр выпускных отверстий, м;
hкр = 3,3(6,2 — 1,8) = 14,5 м;
б) коэффициент извлечения чистой руды из запасов, приходящихся на одну дучку, по формуле
\text{и } = 1 - h_{\text{кр}} \frac{(0,476 - 1,57 \frac{r_{\text{о}}^{2}}{s^{2}})}{h} ,\text{доли ед}.,
где rо — радиус выпускного отверстия, м;
h — высота отбиваемого слоя, м;
\text{и } = 1 - 14,5 \frac{(0,476 - 1,57 \frac{0,92^{2}}{6,2^{2}})}{45} = 0,857;
в) объем руды в блоке, подлежащей выпуску из одного отверстия,
Qб = h·S2 = 45·6,22 = 1730 м2.
Рис. 2. Схема к расчету потерь с использованием теории выпуска для условий отработки эксплуатационных блоков системами с обрушением
Зная величины и и Qб, находят искомый объем чистой руды Qч по формуле
Qч = и·Qб = 0,857·1730 = 1480 м3.
2. Определяется объем выпущенной руды Q1 для расчетной высоты h1, соответствующей началу разубоживания.
Расчетную высоту определяем по формуле
h1 = 0,75hкр = 0,75·14,5 = 10,9 м.
Зная h1, находим величину Q1 по формуле
Q_{1} = (\frac{h_{1}}{2,73} + 0,85d)^{3},\text{м}.
Q_{1} = (\frac{10,9}{2,73} + 0,85 \cdot 1,8)^{3} = 170\text{м}^{3}.
Приняв последующую дозу выпуска равной 100 м3 (дозу выпуска лучше принимать равной сменному объему добычи), имеем
Q2 = Q1 + 100 = 170 + 100 = 270 м3,
Q3 = Q2 + 100 = 270 + 100 = 370 м3, аналогично
Q4 = 470; Q5 = 570; Q6 = 670; Q7 = 770;
Зная величины объема выпуска, находим соответствующие им высоты эллипсоидов выпуска по формуле
h_{2} = 2,73 \cdot (\sqrt[3]{Q_{2}} - 0,85d),\text{м};
h_{2} = 2,73 \cdot (\sqrt[3]{270} - 0,85 \cdot 1,8) = 13,4\text{м}.
Аналогично h3 = 15,4 м; h4 = 17,0 м; h5 = 18,4 м; h6 = 19,7 м; h7 = 20,8 м; h8 = 21,8 м.
3. Определяется разубоживание руды в дозах выпуска. Для этого:
а) вычисляется объемное разубоживание в этих дозах по формуле
\text{р}_{\text{о}} = 1 - \frac{3h_{1}^{2}}{h_{n}^{2} + h_{n}h_{n + 1} + h_{n + 1}^{2}} ,
где hn, hn+1 — высота эллипсоида выпуска разубоживания руды, соответствующая объемам Qn и Qn+1.
Разубоживание в первой дозе выпуска равно нулю, поэтому определяем его для второй и следующих доз:
\text{р}_{\text{о}_{2}} = 1 - \frac{3 \cdot 10,9^{2}}{13,4^{2} + 13,4 \cdot 15,4 + 15,4^{2}} = 0,428,
\text{р}_{\text{о}_{6}} = 0,710; \text{р}_{\text{о}_{5}} = 0,672; \text{р}_{\text{о}_{4}} = 0,620; \text{р}_{\text{о}_{3}} = 0,548;
\text{р}_{\text{о}_{8}} = 0,761; \text{р}_{\text{о}_{7}} = 0,737;
б) определяется весовое разубоживание для каждой дозы по формуле
\text{р}_{\text{в}_{n}} = \text{р}_{\text{о}_{n}} \frac{\gamma_{n}}{\gamma_{p}\text{м}_{n}} ,
где \gamma_{p}\text{м}_{n} — объемный вес рудной массы в n-ой дозе выпуска, определяется по формуле
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}} = \gamma_{n}\text{р}_{o_{n}} + \gamma_{P}(1 - p_{o_{n}}).
Объемный вес рудной массы во второй и последующих дозах выпуска составит
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{2}} = 1,8 \cdot 0,428 + 2,0(1 - 0,428) = 1,91\text{т}/\text{м}^{3};
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{4}} = 1,88\text{т}/\text{м}^{3}; \gamma_{\text{р}.\text{м}_{3}} = 1,89\text{т}/\text{м}^{3};
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{8}} = 1,85\text{т}/\text{м}^{3}. \gamma_{\text{р}.\text{м}_{6}} = \gamma_{\text{р}.\text{м}_{7}} = 1,86\text{т}/\text{м}^{3}; \gamma_{\text{р}.\text{м}_{5}} = 1,87\text{т}/\text{м}^{3};
Весовое разубоживание во второй и последующих дозах выпуска будет
\text{р}_{\text{в}_{2}} = 0,428 \frac{1,8}{1,91} = 0,404; аналогично \text{р}_{\text{в}_{3}} = 0,522;
\text{р}_{\text{в}_{4}} = 0,594;
\text{р}_{\text{в}_{8}} = 0,740. \text{р}_{\text{в}_{7}} = 0,713; \text{р}_{\text{в}_{6}} = 0,687; \text{р}_{\text{в}_{5}} = 0,647;
4. Определяется содержание металла в дозах выпуска по формуле
a_{n} = c - \text{р}_{\text{в}_{n}}(c - b).
Содержание металла в первой дозе выпуска a1 равно балансовому, поэтому сразу определяем содержание во второй и последующих дозах выпуска
a2 = 2 - (2 — 0)·0,404 = 1,19%;
аналогично a3 = 0,93%; a4 = 0,82%; a5 = 0,70%; a6 = 0,62%; a7 = 0,58%; a8 = 0,52%.
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 будет
\text{Д}_{1} = Q_{\text{ч}} \cdot \gamma_{\text{р}.\text{м}_{1}} \cdot m = 1480 \cdot 2 \cdot 130 = 269500\text{т}.
Для второго и следующих вариантов объем добычи Д2, Д3, ..., Дi определяется по формуле
\text{Д}_{i} = \text{Д}_{i - 1} + Q\gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}} \cdot m,\text{т},
где Q — принятая доза выпуска, равна 100 м3.
Д2 — 269500 + 100·1,91·130 = 294330 т;
Д3 — 318350 т; Д4 = 343250 т; Д5 = 367550 т;
Д6 = 391720 т; Д7 = 415890 т; Д8 = 439960 т.
Содержание металла в руде по вариантам определяем по формуле
a_{i}\prime = \frac{a_{i}\prime_{- 1} \cdot \text{Д}_{i - 1} + a_{n} \cdot Q\gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}} \cdot m}{\text{Д}} ,
где a_{i}\prime_{- 1} — содержание полезного компонента в руде предыдущего варианта, % (содержание для первого варианта равно содержанию в чистой, балансовой руде, т.е. a_{1}\prime = 2,0\% ).
a_{2}\prime = \frac{2,0 \cdot 269500 + 1,19 \cdot 100 \cdot 1,91 \cdot 130}{294300} = 1,93\%,
аналогично a_{3}\prime = 2,86\% ; a_{4}\prime = 1,79\% ; a_{5}\prime = 1,72\% ; a_{6}\prime = 1,65\% ; a_{7}\prime = 1,56\% ; a_{8}\prime = 1,50\% .
Затраты на добычу, транспортировку и переработку рудной массы по каждому варианту берутся по фактическим данным рудника (по рассматриваемой системе разработки) и обогатительной фабрики.
Определение нормативных потерь по блоку приведено в табл. 7.
Определение нормативных показателей потерь и разубоживания при отработке блока системой с обрушением
Как видно из табл. 7, максимальная прибыль получена при шестом варианте отработки блока (16,24 руб./т б. з.). Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемого блока будут п = 13,0%; р = 17,2%.
Для второго примера взят блок с балансовыми запасами 300 тыс. т, содержание полезного компонента (свинца) в них 1,8%, содержание металла во вмещающих породах b = 0, объемный вес руды \gamma_{\text{р}} = 2,0\text{т}/\text{м}^{3} , объемный вес вмещающих пород \gamma_{\text{п}} = 1,8\text{т}/\text{м}^{3} .
При использовании графоаналитического метода потери и разубоживание по возможным вариантам отработки блока определяются с помощью графической зависимости, построенной по результатам наблюдений процесса изменения количества полезного ископаемого, выпускаемого через выработки под обрушенными породами, от количества извлеченной горной массы.
Этот график строится следующим образом. На оси абсцисс откладываются величины выпускаемой из блока руды по дозам выпуска (Q1, Q2, Q3, ..., Qn). Вверх по оси ординат откладывается разубоживание, а вниз по той же оси — содержание полезного компонента, соответствующие 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).
Рис. 3. График изменения содержания полезного компонента в руде и ее разубоживания по дозам выпуска
Такой график может быть использован только для определения потерь и разубоживания при отработке блоков с аналогичными параметрами. В этом случае последовательность расчетов установления нормативных показателей будет следующей.
Как видно из графика, объем чистой руды Qч, выпущенной из блока, составляет 90 тыс. м3. Этот объем руды соответствует первой дозе выпуска, т.е. Q1 = Qч. Последующие дозы выпуска (Q2, Q3, ..., Qn) при отработке блока приняты равными по 13 тыс. м3.
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) будет
\text{Д}_{1} = Q_{\text{ч}} \cdot \gamma_{\text{р}},\text{т},
где Qч — объем чистой руды, выпускаемой из блока, определяется по графику выпуска Qч = 90 тыс. м3.
Для второго и следующих вариантов величину добычи Д2, Д3, ..., Дn определяем по формулам:
\text{Д}_{2} = \text{Д}_{1} + Q \cdot \gamma_{\text{р}.\text{м}_{2}};
\text{Д}_{3} = \text{Д}_{2} + Q \cdot \gamma_{\text{р}.\text{м}_{3}};
\text{Д}_{n} = \text{Д}_{n - 1} + Q \cdot \gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}},
где Q — принятая доза выпуска, равная 13000 м3;
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}} — объемный вес горной массы в n-ой дозе выпуска, определяемый по формуле
\gamma_{\text{р}.\text{м}_{n}} = \frac{\gamma_{n} \cdot V_{\text{п}_{n}} + \gamma_{p} \cdot V_{p_{n}}}{V_{\text{п}_{n}} + \gamma_{p_{n}}} ,\text{т}/\text{м}^{3},
где V_{\text{п}_{n}} , V_{p_{n}} — объем пород и объем чистой руды в n-ой дозе выпуска (определяются по графику), м3.
Таким образом, величина добычи во втором и последующих вариантах составит:
Д2 = 180000 + 13000·1,91 = 204800 т;
аналогично Д3 = 229400; Д4 = 253800 т; Д5 = 278100 т; Д6 = 302300 т; Д7 = 326500 т; Д8 = 350500 т; Д9 = 374400 т.
Разубоживание в сравниваемых вариантах определяем через разубоживание в дозах выпуска, которое принимаем по графику: для первой дозы Q1, равной 90 тыс. м3, разубоживание р1 = 0; для последующих доз Q2, Q3, ..., Qi разубоживание составит (см. рис. 3) р2 = 0,404; р3 = 0,522; р4 = 0,594; р5 = 0,647; р7 = 0,713; р8 = 0,740; р9 = 0,763; р6 = 0,687.
Зная разубоживание в дозах выпуска, а также величину добытой рудной массы Д1, Д2, Д3, ..., Дn по сравниваемым вариантам, находим разубоживание для этих вариантов.
Разубоживание руды, добытой в первом варианте, \text{р}_{1}\prime = 0 . Разубоживание руды, добытой во втором и последующих вариантах, находим по формулам:
\text{р}\prime_{3} = \frac{\text{р}\prime_{2}\text{Д}_{2} + Q\gamma_{\text{р}.\text{м}_{3}}\text{р}_{3}}{\text{Д}_{3}} ; \text{р}\prime_{2} = \frac{\text{р}_{1}\prime\text{Д}_{1} + Q\gamma_{\text{р}.\text{м}_{2}}\text{р}_{2}}{\text{Д}_{2}} ;
\text{р}\prime_{i} = \frac{\text{р}\prime_{i - 1}\text{Д}_{i - 1} + Q\gamma_{\text{р}.\text{м}_{i}}\text{р}_{i}}{\text{Д}_{i}} ,
где \text{р}\prime_{i} — разубоживание руды в i-ом варианте, %.
Разубоживание руды в первом сравниваемом варианте равно нулю. Разубоживание во втором и последующих вариантах составит:
\text{р}\prime_{2} = \frac{0 + 13000 \cdot 1,9 \cdot 0,404}{204800} = 0,049 = 4,9\%;
\text{р}\prime_{3} = \frac{0,049 \cdot 204800 + 1300 \cdot 1,89 \cdot 0,522}{229400} = 0,099 = 9,9\%,
аналогично \text{р}\prime_{4} = 14,7 ; \text{р}\prime_{5} = 19,1 ; \text{р}\prime_{6} = 23,1 ; \text{р}\prime_{7} = 26,7 ; \text{р}\prime_{8} = 29,9 ; \text{р}\prime_{9} = 32,7\% .
Содержание полезного компонента в горной массе по сравниваемым вариантам определяем по формуле
Тогда a1 = 0,018(1 — 0) = 1,8%; a2 = 0,018(1 — 0,049) = 1,7; аналогично a3 = 1,62; a4 = 1,54; a5 = 1,45; a6 = 1,38; a7 = 1,31; a8 = 1,28; a9 = 1,21%.
Потери при сравниваемых вариантах определяем по формуле
\text{п } = \text{Б} - \text{Д }(1 - \text{р}\prime_{i}).
Таким образом, потери при первом варианте отработки составят п1 = 300000 — 180000·1 = 120000 т или 40%.
п2 = 300000 — 204800 (1 — 0,049) = 105235 т или 35,1%;
аналогично п3 = 31,1; п4 = 27,8; п5 = 25,0; п6 = 22,5; п7 = 20,2; п8 = 18,1; п9 = 16,0%.
Затраты на добычу, транспортировку и переработку рудной массы по каждому варианту берутся по фактическим данным рудника (по рассматриваемой системе разработки) и обогатительной фабрики.
Определение нормативных потерь по блоку приведены в табл. 8.
Как видно из табл. 8, максимальная прибыль получена при четвертом варианте отработки блока (6,92 руб.). Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемого блока п = 15,4%, р = 14,4%.
ПРИМЕР РАСЧЕТА НОРМАТИВНЫХ ПОТЕРЬ ПРИМЕНИТЕЛЬНО К УСЛОВИЯМ РАЗРАБОТКИ УЧАСТКА УГОЛЬНОГО ПЛАСТА
Нормативы определялись применительно к условиям отработки участка пласта Садового (ш. им. Дзержинского, Кузбасс) мощностью 2,5 м и углом падения 63 — 66°.
Длина выемочного участка по простиранию 145 м.
При определении расчетной величины 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:
\text{Б } = L \cdot H \cdot m \cdot \gamma,
где L = 370 м — длина выемочного участка по простиранию;
H = 132 м — наклонная высота выемочного участка;
\gamma = 1,3\text{т}/\text{м}^{3} — объемный вес угля.
Б = 370·132,0·2,5·1,3 = 159 тыс. т.
I вариант. Потери угля при I варианте (длинные столбы по простиранию) складываются из потерь в целиках над параллельными и основными штреками, в целике у шурфа № 848, профилактическом целике и целике над квершлагом № 52 (рис. 4).
Рис. 4. К определению нормативных показателей извлечения для условий отработки эксплуатационного участка: а — длинными столбами по простиранию, б — щитовой системой разработки
1. Объем теряемых запасов в целиках над параллельными штреками определяется по формуле:
V_{\text{пш}} = L \cdot h \cdot m \cdot \gamma \cdot n - d,
где h = 4 м — наклонная высота целика над параллельным штреком;
n = 2 — количество параллельных штреков;
d — добыча угля из печей, определяется по формуле
d = K \cdot h \cdot S \cdot \gamma,\text{тыс}.\text{т},
здесь K = 140 — общее число печей в целиках над параллельными штреками;
S = 1 — поперечное сечение печи, м2.
Vпш = 370,0·4,0·2,5·1,3·2 — 140·4,0·1,0·1,3 = 8,9 тыс. т.
2. Объем теряемых запасов над основными штреками
V_{\text{ош}} = L \cdot h \cdot m \cdot \gamma - d,
Vош = 370,0·5,0·2,5·1,3 — 100·5,7·%,0·1,3 = 5,4 тыс. т.
3. Объем теряемых запасов в целике у шурфа № 848 при ширине целика по простиранию 8 м и наклонной высоте 132 м за вычетом общей высоты семи штреков, равной 16 м (4 штрека высотой по 2,5 м и 3 штрека по 2,0) (см. рис. 14) составляет
Vшф = 8·116·2,5·1,3 = 3,2 тыс. т.
4. Объем теряемых запасов в профилактическом целике составляет
Vпц = 5,0·132,0·2,5·1,3 = 2,14 тыс. т.
5. Объем теряемых запасов в целике над квершлагом № 52, сев. (см. рис. 4) составляет
Vкв = 17,0·12,0·2,5·1,3 = 0,70 тыс. т.
Таким образом, общие потери при I варианте составят
п = 8,9 + 3,2 + 5,4 + 2,1 + 0,7 = 20,4 тыс. т или 12,8%.
II вариант. Потери угля при втором варианте (щитовая система 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 № 52 и в целике шурфа № 848 (см. рис. 14).
Целик над основным штреком при отработке участка щитовой системой разработки не оставляется. Посадка щита производится непосредственно на крепь штрека.
1. Объем теряемых запасов в межщитовых целиках определялся по формуле
V_{\text{мц}} = l \cdot h \cdot m \cdot \gamma \cdot n,
где l = 2 м — ширина межщитового целика;
h = 116 м — наклонная высота межщитового целика на всю высоту этажа;
n = 11 — количество межщитовых целиков.
Vмц = 2·116·2,5·1,3·11 = 8,3 тыс. т.
2. Объем запасов, теряемых в пачке угля, оставляемой в кровле пласта
V_{\text{пач}} = l_{1} \cdot h_{1} \cdot m \cdot n \cdot \gamma,
где l1 — общая длина щитового перекрытия по простиранию, l1 = bn, здесь b = 30 м — длина одного щитового перекрытия;
h1 — расстояние подвигания щита при отработке всего этажа
где H = 132 — наклонная высота выемочного участка по падению;
16,0 — общая высота семи штреков (см. рис. 4);
6,0 — наклонная высота двух целиков по 3,0 м, составляемых над параллельными штреками, щит не доходит до них на 3 м.
Vпач = 330·110·0,5·1,3 = 23,6 тыс. т.
3. Объем теряемых запасов в целиках над параллельными штреками
V_{\text{пш}} = (L \cdot h_{2} \cdot m \cdot \gamma - d) \cdot n_{3},
где h2 = 3 м — высота целика над параллельными штреками при работе щитами;
d — добыча при проходе печей, тыс. т
d = h_{3} \cdot S_{i} \cdot \gamma \cdot n_{2},
здесь h3 — высота печи, пройденной в целике над параллельным штреком,
S1 — сечение печи, м2, S1 = 2,25 м2;
n2 — общее количество печей над штреками;
n3 — количество параллельных штреков (в нашем случае n3 = 2).
Тогда Vпш = (370·3,0·2,5·1,3 — 3,0·2,25·1,3·55)·2 = 6,0 тыс. т.
4. Объемы запасов в целиках профилактическом, над квершлагом и у шурфа № 848 то же, что и в I варианте, т.е. соответственно равны 2,14; 0,7 и 3,2 тыс. т, или всего 6,0 тыс. т.
Тогда общие потери угля в недрах при втором варианте составят:
п = 8,3 + 23,6 + 6,0 + 6,0 = 43,9 тыс. 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 отличается некоторой своеобразностью.
За величину Цо следует принимать оптовую цену 1 т угля, по которой шахта ведет расчет с потребителями. В примере цена 1 т угля марки К2 (коксующийся) установлена в размере 11,62 руб. при зольности 15,1%. При снижении (увеличении) зольности на 1% цена увеличивается (снижается) на 3% или на 0,35 руб. на 1 т угля. Таким образом, мы можем записать Цб = Цо = 11,62 руб.
С учетом сказанного, определяем извлекаемую валовую товарную ценность по вариантам с учетом качества добываемого угля.
Зольность угля при первом варианте \text{З}_{\text{д}_{1}} = 18,6\% , т.е. на 3,5% выше зольности, при которой определена величина Цо = Цб = 11,62. Следовательно, величина Цт будет на 0,35·3,5 = 1,22 руб. меньше Цб,
т.е. \text{Ц}_{\text{т}_{1}} = 11,62 - 1,22 = 10,40\text{руб}.
Зольность угля, добываемого при втором варианте, \text{З}_{\text{д}_{2}} = 16,6 , т.е. на 1,5% ниже исходной зольности, при которой определена величина Цо = 11,62 руб. Поэтому \text{Ц}_{\text{т}_{2}} = 11,62 - (0,35 \cdot 1 \cdot 5) = 11,09\text{руб}. .
Результаты технико-экономического сравнения рассматриваемых вариантов приведены в таблице 9.
Нашими расчетами проиллюстрирована характерная особенность применения щитовой системы разработки. В практике угольных шахт, где имеется опыт работы с данной системой, ее всегда с охотой применяют при благоприятных горно-геологических условиях — система высокопроизводительна, при ее применении достигается низкий уровень себестоимости добытого угля. Однако, как показали расчеты, выбор системы разработки с учетом экономики 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 (I вариант, п = 12,8).
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.
Граница технической и экономической целесообразности снижения потерь за счет увеличения разубоживания и наоборот в каждом конкретном случае различна и определяется с помощью технико-экономического сопоставления 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 извлекаемых 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 экскаваторы типа драглайна, 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, т.е. в приконтактных зонах, и обычно представляют «треугольники» теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород.
Размеры потерь и разубоживания в зависимости от их характера 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 и необходима 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 с углами 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.
При разработке механической лопатой параметры залежи приняты следующие: угол падения 0°, мощность 5 м, среднее содержание свинца в погашаемых балансовых запасах 2,0%.
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 hпк = hпп = 0,2 м, а во II варианте hпк = hпп = 0,4 м. В этом случае коэффициенты потерь могут быть определены по формуле
\text{п } = \frac{h_{\text{пк}} + h_{\text{пп}}}{m} ,\text{долиед}.,
где hпк — высота слоя теряемого полезного ископаемого в кровле пласта, м;
hпп — высота слоя теряемого полезного ископаемого в почве пласта, м;
Рис. 5. Схема к расчету потерь и разубоживания при разработке горизонтальной или слабонаклонной залежи: 1 — контакт залежи; 2 — теряемое полезное ископаемое; 3 — примешиваемые вмещающие породы
Подставляя числовые значения, получим в I варианте
\text{п } = \frac{0,2 + 0,2}{5} = 0,08;
\text{п } = \frac{0,4 + 0,4}{5} = 0,16.
В III и IV вариантах принята разработка без потерь полезного ископаемого (рис. 5 б). Высота примешиваемого слоя вмещающих пород в III варианте hвк = hвп = 0,2 м, а в IV — hвк = hвп = 0,4 м. Отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам определяются аналогичным образом:
\text{в} = \frac{(h_{\text{вк}} + h_{\text{вп}})\gamma_{\text{в}}}{m\gamma_{\text{п}}} ,\text{долиед}.,
где hвк — высота примешиваемого слоя вмещающих пород в кровле пласта, м;
hвп — высота примешиваемого слоя вмещающих пород в почве пласта, м;
\gamma_{\text{в}} , \gamma_{\text{п}} — объемный вес соответственно разубоживающих пород и полезного ископаемого, т/м3.
\text{в} = \frac{(0,2 + 0,2)2,5}{5 \cdot 2,5} = 0,08;
\text{в} = \frac{0,4 + 0,4}{5} = 0,16.
В V и IV 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 hпк = hвп = 0,2 м, а в VI — hпк = hвп = 0,4 м. Соответствующие им коэффициенты определяются по формулам:
\text{в} = \frac{h_{\text{в}} \cdot \gamma_{\text{в}}}{m \cdot \gamma_{\text{п}}} ,\text{долиед}., \text{п } = \frac{h_{\text{п}}}{m} ;
Подсчитанные по этим уравнениям коэффициенты в V варианте равны \text{п } = \frac{0,2}{5} = 0,04 , \text{в} = \frac{0,2 \cdot 2,5}{5 \cdot 2,5} = 0,04 ; в VI варианте: \text{п } = \frac{0,4}{5} = 0,08 , \text{в} = \frac{0,4 \cdot 2,5}{5 \cdot 2,5} = 0,08 .
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./т б. з.) достигается при ведении горных работ по I варианту. Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемых условий разработки залежи будут
\text{р} = \frac{\text{в}_{1}\text{Б}}{\text{Д}_{1}} \cdot 100 = \frac{0 \cdot 10000}{9200} = 0\%.
При использовании роторного экскаватора параметры залежи и разработки следующие: угол падения 0°, мощность 8 м, среднее содержание свинца в погашаемых балансовых запасах 2,0%, радиус роторного колеса 5,0 м, толщина срезаемой полосы 6,0 м.
С целью установления 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 (рис. 5 а). Потери полезного ископаемого имеются в кровле и в почве залежи. Коэффициенты потерь могут быть определены по следующим формулам:
\text{п}_{\text{к}} = \frac{r^{2}}{2lm} \cdot (\frac{\pi \cdot \varphi}{90} - sin2\varphi),\text{долиед}.,
\text{п}_{\text{п}} = \frac{r}{m} [(1 - \frac{cos\varphi}{2}) - \frac{\pi r\varphi}{180l}],\text{долиед}.,
где r — радиус роторного колеса, м;
l — толщина срезаемой полосы, м;
\varphi — угол, равный arcsin \frac{l}{2r} , град.;
Рис. 6. Схема к расчету потерь и разубоживания при разработке пологопадающей залежи роторным экскаватором
Подставляя соответствующие значения, получим
\text{п}_{\text{к}} = \frac{5^{2}}{2 \cdot 6 \cdot 8} (\frac{3,14 \cdot 36,87}{90} - 0,96) = 0,088;
\text{п}_{\text{п}} = [\frac{5}{6} (1 - \frac{0,78}{2}) - \frac{3,14 \cdot 5 \cdot 36,87}{180,6}] = 0,039.
В целом по варианту коэффициента потерь
п = пк + пп = 0,088 + 0,039 = 0,127.
II вариант характеризуется отсутствием потерь полезного ископаемого (рис. 6 б). Отношения количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам могут быть рассчитаны по следующим формулам:
\text{в}_{\text{к}} = \frac{r \cdot \gamma_{\text{в}}}{m\gamma_{\text{п}}} [(1 - \frac{cos\varphi}{2}) - \frac{\pi r\varphi}{180l}] = 0,039,
\text{в}_{\text{н}} = \frac{r^{2} \cdot \gamma_{\text{в}}}{2l \cdot m \cdot \gamma_{\text{п}}} (\frac{\pi\varphi}{90} - sin2\varphi) = 0,088.
Суммарный коэффициент примешивания вмещающих пород в этом случае в = вк + вп = 0,039 + 0,088 = 0,127.
В III и IV вариантах предусмотрена такая организация работ, при которой образуются 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). Коэффициент потерь и примешивания вмещающих пород рассчитаны в вариантах с использованием ранее приведенных формул:
\text{п } = \text{в} = \frac{r\gamma_{\text{в}}}{m\gamma_{\text{п}}} [(1 - \frac{cos\varphi}{2} - \frac{\pi r\varphi}{180l})] = 0,039;
\text{п } = \text{в} = \frac{r^{2}\gamma_{\text{в}}}{2lm\gamma_{\text{п}}} (\frac{\pi\varphi}{90} - sin2\varphi) = 0,088.
Рис. 7. Схема к расчету нормативных потерь и разубоживания по вариантам III и IV при разработке залежи роторным экскаватором
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 третий, по коэффициенту потерь и отношению количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам которого принимаются нормативные показатели
п = пШ·100 = 0,039·100 = 3,9%,
\text{р} = \frac{\text{в}_{\text{Ш}} \cdot \text{Б}}{\text{Д}_{\text{Ш}}} 100 = \frac{0,039 \cdot 100000}{100000} \cdot 100 = 3,9\%.
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 2,0%. 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).
Рис. 8. Схема к расчету потерь и разубоживания при разработке наклонной залежи
Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам по вариантам могут быть рассчитаны по формуле
\text{п } = \frac{\text{Ш}_{\text{зах}} \cdot sin\alpha}{m} ,\text{доли ед}.,
\text{в} = \frac{\text{Ш}_{\text{зах}} \cdot sin\alpha \cdot \gamma_{\text{в}}}{m \cdot \gamma_{\text{п}}} ,\text{доли ед}.,
где Шзах — ширина заходки экскаватора, м;
\alpha — угол падения залежи, градус.
Подставляя числовые значения, получаем в I варианте
\text{п } = \frac{15 \cdot 0,1736}{10} = 0,260,
\text{в} = \frac{15 \cdot 0,1736}{10} = 0,260.
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
\text{п } = \text{в} = \frac{\text{Ш}_{\text{зах}} \cdot sin\alpha}{2m} ,\text{доли ед}.,
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./т б. з. Следовательно, нормативные показатели для рассматриваемых условий разработки наклонной залежи будут
п = п1·100 = 0,260·100 = 26,0%,
\text{р} = \frac{\text{в}_{1} \cdot \text{Б}}{\text{Д}_{1}} \cdot 100 = \frac{0 \cdot 10000}{12600} \cdot 100 = 0\%.
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 установления нормативных показателей по блокам (участкам), как и при разработке пологих и наклонных залежей, зависит от количества 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 3, 4, 5 и более частей, по высоте которых могут быть приняты значения высоты треугольников теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород (рис. 9).
Рис. 9. Пятивариантная схема разработки приконтактной зоны крутопадающей залежи
Ниже приведены два примера установления нормативных потерь и разубоживания при пятивариантной схеме разработки приконтактных зон блоков с согласным и несогласным падением. Кроме этого, в конце расчетов приведены формулы определения коэффициента потерь и отношения количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам при разработке участка, а также и др. 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 2,0%, высота уступа 10 м, угол откоса уступа 65°.
Рис. 10. Схема к расчету потерь и разубоживания при разработке крутопадающей залежи: а — с согласным падением контактов, б — с несогласным падением контактов
С целью более точного установления нормативных потерь и разубоживания нами принята пятивариантная схема ведения горных работ в приконтактных зонах, при которой высота «треугольников» по вариантам будет следующей:
| I — hп = 0, | hв = 10 м; |
|---|---|
| II — hп = 2,5 м | hв = 705 м; |
| III — hп = 5 м, | hв = 5 м; |
| IV — hп = 7,5 м, | hв = 2,5 м; |
| V — hп = 10 м, | hв = 0. |
Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам при согласном падении контактов блока могут быть определены по формулам:
\text{п } = h_{\text{п}}^{2} \frac{sin\delta}{m \cdot H \cdot sin\beta} ,\text{долиед}.,
\text{в} = h_{\text{в}}^{2} \frac{sin\delta\gamma_{\text{в}}}{m \cdot H \cdot sin\beta\gamma_{\text{п}}} ,\text{долиед}.,
где hп — высота «треугольника» теряемого полезного ископаемого, м;
hв — высота «треугольника» примешиваемых вмещающих пород, м;
\beta — угол откоса уступа, град;
\delta — угол, который при \alpha>\beta равен \alpha - \beta , а при \alpha<\beta равен \beta - \alpha , град.
Подставляя в формулы числовые значения, получим для I варианта:
\text{п } = 0^{2} \cdot \frac{0,2588}{10 \cdot 10 \cdot 0,9063} = 0;
\text{в} = 10^{2} \cdot \frac{0,2588 \cdot 2,5}{10 \cdot 10 \cdot 0,9063 \cdot 2,5} = 0,286;
\text{п } = 2,5^{2} \cdot \frac{0,2588}{10 \cdot 10 \cdot 0,9063} = 0,018;
\text{в} = 7,5^{2} \cdot \frac{0,2588 \cdot 2,5}{10 \cdot 10 \cdot 0,9063 \cdot 2,5} = 0,161.
| III варианта: | п = 0,072, | в = 0,072; |
|---|---|---|
| IV варианта: | п = 0,161, | в = 0,018; |
| V варианта: | п = 0,286, | в = 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. 12 видно, что наиболее экономичным для разработки блока является IV вариант, при котором достигается наибольшая прибыль (2,70 руб.) на 1 т погашаемых балансовых запасов. Следовательно, нормативными показателями для рассматриваемого блока будут:
п = пIV·100 = 0,161·100 = 16,1%;
\text{р} = \frac{\text{в}_{IV} \cdot \text{Б}}{\text{Д}_{IV}} \cdot 100 = \frac{0,018 \cdot 10000}{8570} \cdot 100 = 2,1\%.
С целью 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 средством 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
l_{\text{вб}(\text{лб})} = \frac{h_{\text{п}(\text{в})} \cdot sin\delta}{sin\alpha \cdot sin\beta} ,\text{м}.
В данном случае это расстояние составляет
l_{\text{вб}} = \frac{2,5 \cdot 0,2588}{0,7660 \cdot 0,9063} = 0,93\text{м};
l_{\text{лб}} = \frac{7,5 \cdot 0,2588}{0,7660 \cdot 0,9063} = 2,79\text{м}.
Во втором примере при несогласном падении приконтактных зон (рис. 10 б) взята залежь с различными углами падения контактов, т.е. висячего бока — \alpha_{1} = 50^{\circ} , а лежачего — \alpha_{2} = 80^{\circ} .
Коэффициент потерь и отношение количества примешиваемых вмещающих пород к погашаемым балансовым запасам для приконтактной зоны висячего и лежачего боков определяются раздельно по формулам:
\text{п}_{\text{вб}}(\text{п}_{\text{лб}}) = h_{\text{п}_{1}(\text{в}_{1})}^{2} \frac{sin(\beta - \alpha_{1})}{2m_{\text{ср}}Hsin\alpha_{1} \cdot sin\beta} ;
\text{в}_{\text{вб}}(\text{в}_{\text{лб}}) = h_{\text{п}_{2}(\text{в}_{2})}^{2} \frac{sin(\alpha_{2} - \beta) \cdot \gamma_{\text{в}}}{2m_{\text{ср}}Hsin\alpha_{2} \cdot sin\beta\gamma_{\text{п}}} ,
где mср — средняя горизонтальная мощность залежи в пределах блока, м.
Подсчитанные по этим формулам коэффициенты, а также исходные данные и необходимые расчеты для выявления рационального варианта сведены в табл. 14.
Из табл. 14 видно, что наиболее экономичным для разработки приконтактной зоны висячего бока оказался IV вариант, где п = 0,105 и в = 0,012; лежачего бока — также IV вариант, но со значениями п = 0,081 и в = 0,009.
Нормативные потери и разубоживание для блока с несогласным падением контактов определяются по сумме величин 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 = (пвб + плб)100 = (0,105 + 0,081)100 = 18,6%,
\text{р} = \frac{(\text{в}_{\text{вб}} + \text{в}_{\text{лб}})\text{Б}}{\text{Д}} 100 = \frac{(0,012 + 0,009)10000}{8350} \cdot 100 = 2,5\%.
Соответственно по высоте верхних треугольников найдем
l_{\text{вб}} = \frac{h_{\text{в}} \cdot sin(\beta - \alpha_{1})}{sin\alpha_{1} \cdot sin\beta} = \frac{2,5 \cdot 0,2588}{0,7660 \cdot 0,9063} = 0,93\text{м};
l_{\text{лб}} = \frac{h_{\text{в}} \cdot sin(\alpha_{2} - \beta)}{sin\alpha_{2} \cdot sin\beta} = \frac{2,5 \cdot 0,2588}{0,9848 \cdot 0,9063} = 0,72\text{м}.
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:
\text{п } = h_{\text{п}}^{2} \cdot \frac{sin\delta}{2sin\alpha \cdot sin\beta} \cdot \frac{L_{\text{к}} \cdot \gamma_{\text{п}}}{\text{Б}} ,\text{долиед}.,
\text{в} = h_{\text{в}}^{2} \cdot \frac{sin\delta}{2sin\alpha \cdot sin\beta} \cdot \frac{L_{\text{к}} \cdot \gamma_{\text{в}}}{\text{Б}} ,\text{долиед}.,
где Б — погашаемые балансовые запасы полезного ископаемого, т;
Lк — длина погашаемых контактов участка залежи, м;
\gamma_{\text{п}} — удельный вес полезного ископаемого, т/м3;
\gamma_{\text{в}} — удельный вес примешиваемых вмещающих пород, т/м3.