Файл: Байков, Б. Н. Технико-экономическое нормирование потерь и разубоживания полезных ископаемых при добыче.pdf
ВУЗ: Не указан
Категория: Не указан
Дисциплина: Не указана
Добавлен: 22.10.2024
Просмотров: 128
Скачиваний: 0
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а 24 |
||
|
|
|
|
|
|
Технико-экономические |
|||
|
|
|
|
|
|
показатели по вариантам |
|||
|
Показатели |
|
|
|
разработки |
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
|||
|
|
|
|
|
|
г |
И |
ш |
IV |
Балансовые запасы Б, тыс. т .......................................... |
|
|
1 0 |
1 0 |
1 0 |
ю • |
|||
Содержание свинца в балансовых запасах с, % . . . |
2 , 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
|||||
Коэффициент потерь П |
...................................................... |
|
|
|
0,127 |
0 |
0,039 |
0,088 |
|
Коэффициент примешивания пород В |
............................. |
|
0 |
0,127 |
0,039 |
0,088 |
|||
'Коэффициент добычи товарной руды Кдоб ..................... |
|
0,873 |
1,127 |
1 , 0 |
1 , 0 |
||||
Количество добываемой руды Д , тыс. т ..................... |
% . . . . |
87,3 |
112,7 |
1 0 0 |
1 0 0 |
||||
^Содержание свинца в добываемой руде а, |
2 , 0 |
1.775 |
1,922 |
1,824 |
|||||
Коэффициент извлечения руды из недр Кп |
................. |
0,873 |
1 , 0 0 |
0,961 |
0,912 |
||||
Валовая ценность |
1 т |
балансовых |
запасов руды Ц„, |
10,4 |
10,4 |
10,4 |
10,4 |
||
руб........................................................................................... |
|
|
|
|
|
||||
Коэффициент извлечения свинца в концентрат на |
|
|
|
|
|||||
обогатительной фабрике |
в . . . .................................. |
0,80 |
0,77 |
0,79 |
0,78 |
||||
Извлекаемая ценность, |
отнесенная к 1 т погашаемых |
7,26 |
8 ,0 ! |
7,90 |
7,40 |
||||
балансовых запасов, Д и, |
руб....................................... |
|
.... |
||||||
Суммарные затраты |
на |
добычу, транспортирование и |
|
|
|
|
|||
переработку 1 т руды Ст, руб......................................... |
|
|
3,74 |
3,30 |
3,50 |
3,50 |
|||
То же, отнесенные к 1 |
т погашаемых балансовых за- |
|
|
|
|
||||
пасов, С6, руб ................................................................... |
|
1 |
г погашаемых балансовых |
3,27 |
3,72 |
3,50 |
3,50 |
||
Прибыль, отнесенная к |
|
|
|
|
|||||
запасов, Пр, руб.................................................................. |
|
|
|
|
|
3,99 |
4,29 |
|4,40| |
3,90 |
ZZ— рациональный вариант. |
|
|
|
|
|
|
|||
Из табл. 24 видно, что рациональным |
является |
III вариант, |
|||||||
по которому прибыль составляет |
4,40 руб. |
Следовательно, |
|
||||||
/7Н= 0,039-100 = 3,9%; |
п |
0,039-10 000-100 |
о |
|
|||||
л т.т — ----------------------------- |
|
— О , У 7о . |
|
||||||
|
|
|
|
|
10 000 |
|
|
|
|
§ 3. Нормирование потерь и разубоживания при разработке наклонных залежей
Как уже отмечалось, при разработке наклонных залежей по тери и разубоживание образуются за счет создания горизонталь ных площадок для нормальной работы экскаватора в заходке [40]. Коэффициенты потерь и примешивания вмещающих пород для одного контакта в этом случае определяются по формулам:
при создании горизонтальной площадки на всю ширину заходки (рис. 29, а):
ПК(п) -- |
Ш зах sin а |
(125) |
|||
2 |
тн |
||||
|
|
|
|||
ВК(п) -- |
ZZ/зах Sin gyn . |
(126) |
|||
|
2т„Уп |
||||
|
|
|
|||
114
при создании горизонталь а ной площадки только на шири ну экскаватора (рис. 29, б):
/і |
ш1 ^ д |
(127) |
ПК |
2тпШ зах |
|
тн |
|
|
B' = ( J L |
- Ш™*] Па \ |
Тв |
\ rnH |
ЪппШriax / |
Уп |
(128)
где Шзах — ширина экскава торной заходки, м; Ш0к — ши рина экскаваторной площадки,
м; с/. — угол падения |
залежи, |
градус. |
норма |
При установлении |
тивных потерь и разубоживанпя необходимо рассматри вать варианты разработки с размещением горизонтальных площадок как в полезном ис копаемом, так и во вмещаю щих породах (см. рис. 20. б).
Рис. 29. Схемы к расчету, потерь и разубоживаиия при разработке на клонной залежи
|
|
|
Т а б л и ц а 25 |
||
|
|
|
Техпнко-экономпчес- |
||
|
|
|
кне показатели по ва |
||
|
Показатели |
|
риантам разработки |
||
|
|
|
|
|
|
|
|
|
I |
И |
іи |
Балансовые запасы Б, тыс. т ...................................................... |
. |
1 0 |
1 0 |
1 0 |
|
Содержание свинца в балансовых запасах с, |
2 , 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
||
Коэффициент потерь 1 7 ................. |
...................................... |
0,260 |
0 , 0 0 0 |
0,130 |
|
Коэффициент примешивания пород В . . .............................. . |
0 , 0 0 0 |
0,260 |
0,130 |
||
Коэффициент добычи товарной руды Кдов ................................. |
|
0,74 |
1,26 |
1 . 0 |
|
Количество добываемой руды Д , тыс. т . . . . . . . . . |
7, 4 |
12,5 |
1 0 , 0 |
||
Содержание свинца в добываемой рѵде а, % ......................... |
|
2 , 0 |
1,59 |
1,74 |
|
Коэффициент извлечения руды из недр /<н ............................. |
руб. . |
0.740 |
1 , 0 0 |
0,870 |
|
Валовая ценность 1 т балансовых запасов руды Ць, |
10,4 |
10,4 |
10,4 |
||
Коэффициент извлечения |
свинца в концентрат на обогати- |
|
|
|
|
тельной фабрике е ....................................................................... |
|
|
0,80 |
0,75 |
0,77 |
Извлекаемая ценность, отнесенная к 1 т погашаемых балан- |
|
|
|
||
совых запасов, Ц и, руб................................................................. |
|
6,16 |
7,80 |
6,96 |
|
Суммарные затраты на добычу, транспортирование н перера- |
5 ?64 |
4,30 |
4,80 |
||
ботку і т руды Ст, рѵб................................................................ |
|
||||
То же, отнесенные к 1 |
т погашаемых балансовых запасов, |
4,17 |
5,42 |
4,80 |
|
Се, РУб ......................... .... |
............................................................... |
||||
Прибыль, отнесенная к 1 т погашаемых балансовых запа- |
|
|
|
||
сов, П р , руб..................................................................................... |
|
|
1,99 |
12.381 |
+ 2,16 |
О —рациональный вариант. |
|
|
|
|
|
115’-
Пример расчета нормативных потерь и разубоживання при разработке наклонной залежи приведен в табл. 25. За рациональ ный необходимо принимать II вариант, при котором прибыль равна 2,38 руб. Тогда
Пк = 0 %, |
Ря = |
°’260,1000°- • 100 = 26,39-6 • |
Н |
Н |
12 600 |
§ 4. Нормирование потерь и разубоживання при разработке крутых залежей
Величины потерь и разубоживання, а также характер их обра зования при разработке крутых залежей в значительной степени
5
не
зависят от схемы развития горных работ в карьере. Возможны две принципиально различные схемы подготовки уступа: с про дольным и поперечным расположением разрезной траншеи отно сительно контактов блока (участка) залежи (рис. 30).
При продольном расположении траншеи экскаватор, двигаясь вдоль контакта породы с залежыо, как бы осуществляет опере жающую (или предварительную) подготовку блоков в соответ ствии с параметрами рациональных вариантов разработки блоков (участков). Такая подготовка называется контурной. Она воз можна при использовании в карьере автомобильного транспорта или самоходных одноковшовых погрузчиков.
При использовании ж.-д. или конвейерного транспорта на правление подвигания фронта горных работ, элементы забоя и погрузочные работы находятся в тесной взаимосвязи. Из-за не возможности изменения направления подвигания забоя контакты залежи (рудных тел, включений) могут занимать самое различное положение относительно забоя (рис. 30,6). Такая подготовка на зывается фронтальной.
Учитывая, что характер формирования потерь и разубоживания по вариантам разработки блока (участка) при контурной и фронтальной подготовке различен, рассмотрим нормирование по терь и разубоживания для двух методов подготовки.
Контурная подготовка уступа
Потерн и разубоживание при разработке крутых залежей в случае контурной подготовки представляют собой «треугольники» теряемого полезного ископаемого и примешиваемых вмещающих пород, образующиеся в приконтактных зонах из-за несовпадения угла откоса уступа с углом наклона контакта. Их величина по вариантам разработки зависит от высоты этих треугольников
(рис. 31).
Углы падения контактов залежи в пределах блока постоянны. Поэтому, зная углы наклона контактов и угол наклона откоса уступа, площадь полезного ископаемого по представительному сечению и задаваясь высотой треугольников, можно рассчитать коэффициенты потерь и примешивания пород по сравниваемым вариантам разработки приконтактных зон блока (участка).
Коэффициенты потерь и примешивания пород для одной приконтактиой зоны по вариантам рассчитываются по следующим формулам (рис. 32):
а) по блоку (рис. 32, а): |
|
|
|
п |
1 ,2 |
sin б |
(129) |
'■~ |
п‘ |
2maH sin ß |
’ |
в , - h l |
5іпбѴв |
(130) |
|
|
|
2 niHHsin ßyn |
|
117
Рмс. 31. Схемы расположения откоса уступа (забоя) относи тельно контакта залежи при коптурноіі подготовке:
а — а = 505; б —ß= 65a
или (рнс. 32, б, |
в иг) |
|
|
|
|
|
|
n t = h ai2 |
sin 6 |
|
(131) |
|
|
|
|
||
|
|
2mcp H sin a sin ß |
|
|
|
|
|
Bt = hit ______sin 6 yB______ |
|
(132) |
|
|
|
2mcp H sin a sin ßyn ' |
|
||
где |
hBi —• высота треугольника |
теряемого полезного ископаемого |
|||
г-го |
варианта |
разработки, м; |
/гві — высота |
треугольника |
приме- |
.шиваемых пород і'-го варианта |
разработки, |
м; б — угол, |
который |
||
|
|
Епіь |
|
|
Граница между |
Богатая руда |
Бедная руда |
||
блокам и |
||||
|
|
|
||
— [ Граница отработки |
Контур |
залежц |
||
Рис. 33. Схема к определению длины погашаемых |
контактов |
при контурной |
||
|
подготовке |
|
|
|
при a > ß равен а — ß, при ß > a равен ß — а, а при несогласном залегании контакта залежи с линией откоса уступа в приконтактной зоне равен a+ß, градус; ß — угол откоса уступа, градус; Я — высота уступа, м; тср — средняя горизонтальная мощность залежи в пределах блока, м;
б) по участку (рис. 33)
|
# / |
= |
ftm-5in6 |
ікѴп . |
|
|
(133) |
|
|
2 sin a sin ß |
Б |
’ |
|
|
|||
|
|
|
hli sin 5 |
LKyB' |
|
|
(134) |
|
|
|
|
2 sin a sin ß |
Б |
’ |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|||
где LK— длина |
погашаемых контактов участка залежи, |
м; |
уп и |
|||||
ув— плотность |
соответственно полезного |
ископаемого |
и |
приме |
||||
шиваемых пород, т/м3; |
Б — погашаемые |
балансовые |
запасы |
по |
||||
лезного ископаемого по участку, т. |
|
|
|
|
|
|||
Пример расчета нормативных потерь и разубоживания при разработке крутой залежи приведен в табл. 26. Рациональным является III вариант с прибылью, равной 2,64 руб. Следовательно,
У7Н= 0,07 • 100 = 7%, ^я = |
0,07-10 000-100 |
7%. |
|
10 000 |
|||
|
|
119
|
|
|
|
|
|
|
Т а б л и ц а |
26 |
|
|
|
|
|
|
Техннко-экономическис показатели |
||||
Показатели |
|
|
|
|
по вариантам разработки |
|
|||
|
|
|
|
|
|
|
|
||
|
|
|
|
|
I |
п |
III |
IV |
V |
Балансовые запасы Б, тыс. т ............................. |
|
|
% |
1 0 |
1 0 |
1 0 |
1 0 |
1 0 |
|
Содержание свинца н балансовых запасах с, |
|
2 . 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
2 , 0 |
|||
Коэффициент потерь П |
............................................. |
|
|
|
0 , 0 0 0 |
0,018 |
0,070 |
0,160 |
0,286 |
Коэффициент примешивания пород В ................ |
|
|
0,286 |
0,160 |
0,070 |
0,018 |
0 , 0 0 0 |
||
Коэффициент добычи товарной руды /Сдоб • |
• |
• |
1,286 |
1,143 |
1 , 0 |
0,857 |
0,714 |
||
Количество добываемой руды Д, |
тыс. т . . . . |
1 2 , 8 6 |
11,43 |
1 0 , 0 |
8,57 |
7,14 |
|||
Содержание свинца в добываемой |
руде а, % |
. |
• |
1,56 |
1,72 |
1 , 8 6 |
1,96 |
2 , 0 |
|
Коэффициент извлечения руды из |
недр Л'» |
1 , 0 0 |
0,982 |
0,930 |
0,840 |
0,714 |
|||
Коэффициент извлечения свинца |
в концентрат |
0,74 |
0,77 |
0,79 |
0,80 |
0,80 |
|||
на обогатительной фабрике е ............................. |
|
|
|
||||||
Извлекаемая ценность, |
отнесенная к 1 т балам- |
|
|
|
|
|
|||
совых запасов, Ци, руб......................................... |
транспортнро- |
~ |
7,87 |
7,64 |
6,99 |
5,94 |
|||
Суммарные затраты на добычу, |
5,00 |
5,00 |
5,00 |
5,00 |
5,00 |
||||
ванне н переработку |
1 т руды Ст, руб. . . . |
||||||||
То же, отнесенные к |
1 т погашаемых балансо- |
6,43 |
5,71 |
5,00 |
4,39 |
3,57 |
|||
вых запасов, Сб, рѵб.............................................. |
|
|
|
||||||
Прибыль, отнесенная к 1 т погашаемых балам- |
+ 1 .27 + 2,16 |+ 2,64||+2,60 + 2 ,3 7 |
||||||||
совых запасов, Пр, руб........................................ |
|
|
|
||||||
_ —рациоиалыіыП парнант |
|
|
|
|
|
|
|
|
|
При разработке залежей, особенно мощностью до 5 м, могут быть и такие случаи, когда основание треугольников теряемого полезного ископаемого больше горизонтальной мощности зале
жи т или больше значения т” (рис. 34). В этих вариантах
sin а
площадь треугольников состоит из теряемой руды и вмещающих пород. Следовательно, п формулы (129), (130) или (131), (132) дадут завышенные результаты. Чтобы избежать этого нами реко мендуются проверочные формулы.
Если
... |
, |
лм(в)зіпб .. |
(135) |
' |
<'- |
sin а sin ß ’ |
|
ИЛ И |
|
|
|
|
^ |
Лп(в) sin 6 ,, |
(136) |
т 11 |
< |
sin ß |
|
то коэффициенты потерь и примешивания пород необходимо рас- считывать по следующим формулам:
Я |
2Ап |
m’lSinß |
. доли единицы; |
(137) |
|
Н |
Н sin о |
|
|
В = |
П + |
(hl— Іс) sin б |
Ку, доли единицы. |
(138) |
|
|
т„ Я sin ß |
|
|
120