37. Особенности выбора систем разработки с изменчивыми горногеологическими условиями разработки.

На многих месторождениях горногеологические условия могут изменяться от участка к участку, поэтому применение какой-либо одной системы на всем шахтном поле невозможно или нецелесообразно.

В таких случаях необходимо разделить месторождение на более или менее однотипные по горногеологическим условиям участки, каждый из которых может быть отработан одной системой разработки. Взаимосвязь определяется наличием пограничных блоков.

Для разделения шахтного поля на участки также применяется ЭВМ с соответствующим программным обеспечением.

Программа позволяет визуально представить распределение параметров на месторождении и определить технологические зоны, которые отвечают условиям той или иной выбранной системы разработки.

При построении размещения показателей (параметров), характеризующих месторождение и имеющих координатную привязку, использован метод сеток, представляющий собой модификацию метода обратных расстояний. Суть его в следующем. Месторождение покрывается правильной регулярной сеткой. Для каждого узла сетки определяются интерполированные значения показателя по данным ближайших замеров. Программа осуществляет формирование сетки, определение значений показателя в узлах сетки, и построение изолиний размещения показателя. Сглаживание изолиний производится с помощью кубических сплайнов.

38. Определение и оптимизация параметров и показателей систем разработки.

Важным этапом проектирования, предшествующим выбору систем разработки, является определение и оптимизация их параметров. То есть, для систем разработки необходимо установить ее оптимальные параметры: размеры камер и целиков, соотношение камерных и целиковых запасов, расстояние между выпускными выработками, высота и горизонтальные размеры блоков, схемы подготовки днищ блоков и др.

Часть параметров следует принимать экстремальными по техническим факторам.

Так, при поддержании кровли пологой залежи постоянными целиками нужно стремиться к минимальной ширине целика при максимальном пролете. Разумеется ограничением являются соблюдение условий прочности кровли и целиков.

Но для большинства параметров наивыгоднейшим является экстремум, полученный в результате оптимизации по экономическим критериям. Так, в условиях жильных месторождений обосновывается оптимальная выемочная мощность, которая обычно больше мощности рудной жилы.

Для систем разработки с закладкой выработанного необходим выбор оптимального варианта закладочных работ и состава закладочной смеси.

Для каждого варианта системы должны быть выбраны оптимальные способы и средства механизации (буровые станки и каретки, погрузочно-доставочные машины, вибропитатели, скреперные установки). Должны быть оптимизированы применительно к конкретным горно-геологическим условиям и параметры отдельных процессов: По каждой системе разработки должны быть найдены оптимальные технико-экономические показатели. Например, показатели потерь и разубоживания руды должны соответствовать их оптимальному уровню.

Важным вопросом оптимизации параметров систем разработки является определение размеров целиков и камер и соотношения между камерными и целиковыми запасами. Особенно это важно при камерных системах разработки, в которых предусматривается нахождение рабочих в очистном пространстве. Здесь размеры камер и целиков устанавливаются из условия безопасного состояния выработанного пространства.

Необходимо обращаться к работам институтов НИГРИ и ВНИМИ, дающих наиболее полные решения.

Для пологих залежей: Ширина ленточного целика или диаметр круглого целика при камерно-столбовой системе разработке могут быть определены из условия обеспечения равенства нагрузки и прочности целика. Расчеты базируются на условии прочности целиков по гипотезе Турнера – Шевякова. Допустимые пролеты обнажений устанавливают на основе экспериментов по методике ВНИМИ.

Из расчетных методов наиболее достверны результаты, полученные для кровель, представленных ненарушенными или слабонарушенными слоистыми породами. Можно рекомендовать формулы В.Д. Слесарева, А.А. Борисова, ВНИМИ.

Для крутых залежей: Расчет допустимых пролеты обнажений может осуществляться на основе зависимостей В.Д. Слесарева.

Заметим, что при увеличении интенсивности отработки камер их устойчивые пролеты также увеличиваются. Так, по данным М.Н.Слепцова, при повышении интенсивности вдвое устойчивый пролет увеличивается в , а в общем случае , где l_р и l - пролеты при базовом варианте интенсивности и новом варианте, позволяющем повысить интенсивность отработки камеры в n раз, м.

Расчет междукамерных целиков может осуществляться по методикам ВНИМИ, С.Г. Борисенко, А.А. Ивлицкого. Применимость тех или иных методик обусловлена горногеологическими условиями реального месторждения.

Расчет потолочин камер. Вполне надежных методов расчета нет. Есть рекомендации М.И. Агошкова, по которым отношение высоты горизонтальной потолочины к пролету камеры принимается равным: 0,2-0.3 – в благопрятных условиях разработки, в очень устойчивых рудах; 0,3-0,5 – для средних условий, при устойчивых рудах и пордах, имеющих локальные ослабления; 0,5-0,7 – в неблагопрятных условиях. Толщина горизонтальной потолочины аналитически может быть определена по методикам С.Г. Борисенко и А.А. Ивилицкого. Толщина наклонной потолочины – по методикам В.Ф. Лавриненко. В любом случае толщина потолочины уточняется в ходе производственных экспериментов.

После того как параметры конструктивных элементов рассчитаны на прочность и устойчивость, т. е. определены ограничения, необходимо в рамках этих ограничений выполнить оптимизацию.

Можно использовать следующие критерии: Если параметры и показатели не изменяют производственную мощность рудника и обеспечивают равенство погашаемых балансовых запасов в год, то их оптимизацию можно осуществлять на основе критерия прибыли в расчете на 1 т руды балансовых запасов по формуле П_р = [(1-П)/(1-Р)](Ц_д - с_д).

В наиболее распространенных случаях параметры и показатели систем разработки надо оптимизировать на основе критерия приведенных затрат (руб/т) с учетом качества и количества добываемой рудной массы, приняв какой-то вариант за базовый, по формуле

; где с_д - текущие затраты на добычу и переработку руды, руб/т; К - капиталовложения (производственные фонды) рудника и обогатительной фабрики, руб.

Для того, чтобы можно было решать все задачи оптимизации параметров и показателей систем разработки, необходимо затраты на добычу и переработку (руб/т) разделить по соответствующим процессам и при оптимизации какого-то параметра изменять только затраты, зависящие от этого параметра, оставляя остальные постоянными:

где з₁ - затраты на амортизацию основных фондов, погашение геологоразведочных работ, руб/т балансовых запасов; з₂ - затраты на подготовительно-нарезные работы, руб/т балансовых запасов; з₃ - затраты на отбойку руды, руб/т балансовых запасов; з₄ - затраты на крепление и закладку выработанного пространства, руб/т балансовых запасов; з₅ - затраты на выпуск, вторичное дробление и доставку рудной массы, включая монтаж и демонтаж погрузочно-транспортного оборудования, руб/т; з₆ - затраты на дробление рудной массы в подземных дробилках или на первичное дробление на обогатительной фабрике, руб/т; з₇ - затраты на транспорт до ствола, на подъем, транспорт до обогатительной фабрики и переработку рудной массы, руб/т; з₈ - затраты на транспорт концентратов до металлургического завода руб/т рудной массы.

При решении таких задач как выбор схемы подготовки, определение расстояния между выпускными выработками изменяются лишь затраты з₄ и з₅, а также показатели П, Р и Ц_д. При выборе и оптимизации способа отбойки и его параметров изменяются затраты з₂, з₃ и з₅, а если одновременно выбирается и размер кондиционного куска, то и з₆, а также показатели П, Р, Ц_д. При определении высоты подэтажа изменяются показатели з₂ и з_3, Ц_д, а также П и Р.

Итак, главное при оптимизации того или иного параметра заключается в том, что бы правильно выбрать критерий оптимизации и выделить зависимые от этого параметра затраты.

39. Методика экономического сравнения систем разработки рудных месторождений.

Эта методика рассматривается здесь для того, чтобы при сравнении какой-то системы можно было пояснить, с какой из предыдущих систем и по какому критерию следует ее сравнивать. С экономической точки зрения системы разработки отличаются между собой главным образом материально-трудовыми затратами по подготовке и очистной выемке и показателями извлечения руды, а также затратами на транспорт и вспомогательные процессы, зависящими от концентрации работ. Это относится и к сравнению вариантов одной системы.

Итак, после предварительного отбора технически пригодных систем разработки и оптимизации из параметров и показателей, исключив из дальнейшего сравнения явно экономически невыгодные варианты, обычно для дальнейшего детального экономического анализа принимают несколько систем разработки. Как правило, таких систем оказывается немного (две-четыре).

Обычно бывает так, что если одна из них позволяет добывать рудную массу дешево и с высокой производительностью, то эта рудная масса оказывается пониженного качества (разубоженная) и в большом количестве допускаются потери руды. Другие же системы, наоборот, позволяют более полно извлекать запасы недр и повысить качество добываемой рудной массы, но требуют повышенных затрат труда и средств.

Существут несколько методик экономической оценки систем разработки. Остановимся на простой.

Пользоваться будем условиями максимальной приведенной прибыли или минимальной суммы приведенных затрат и ущерба от потерь и разубоживания руды.

Вспомним, что определение «приведенный» (приведенная прибыль, приведенные затраты…) учитывет разновременность затрат: из прибыли вычитается величина Е_н *К , как недополученная прибыль на других предприятиях отрасли в связи с отвлечением средств на строительство данного рудника ( или на подготовку и оборудование блока и т. п….

Дополнительно к экономическим показателям прибыли и приведенных затрат используют как самостоятельный показатель – производительность труда по системе разработки. Если по одной системе этот показатель намного выше, то этой системе может быть отдано предпочтение, даже несмотря на несколько более высокие приведенные затраты.

Итак при сравнении двух систем (или вариантов) разработки могут быть 4 случая.

1 случай. Системы разработки различаются по приведенным затратам , но примерно одинаковы по потерям и разубоживанию руды.

В этом случае достаточно сопоставить системы только по сравнительным приведенным затратам ( то есть по тем затратам, которые по системам отличаются), и отдать предпочтение более дешевой системе, т. е. условие выбора следующее:

.

Например, варианты различаются способом бурения – шарошечное и штанговое и связанными с этими элементами системы разработки.

При штанговом бурении лучше дробление и выше производительность доставки, но больше объем буровых работ. Различны и затраты на бурение. Показатели извлечения примерно одинаковы. Значит для выбора достаточно определить, какой из вариантов дешевле.

2 случай. Одна из систем обеспечивает более дешевую добычу, а другая лучшие показатели извлечения.

В этом случае сравнение и выбор основывается на максимуме прибыли от разработки рассматриваемого участка месторождения: пр→мах

В этом случае повышение приведенных затрат снижает прибыль. Потери также снижают прибыль, так как уменьшают выход руды, приносящей прибыль. Разубоживание руды тоже сокращают прибыль, поскольку снижает выход конечного продукта из 1 т руды и увеличивает затраты на транспорт и переработку.

Удельная приведенная прибыль на 1 т погашенных балансовых запасов равна

Для рудников цветной металлургии извлекаемая ценность добываемой рудной массы определяется по формулам:

а) при комплексном извлечении полезных компонентов

,

б) при оценке двух стадий (добычи и обогащения)

,

в) при однокомпонентной руде Ц_д = 0.01с(1-Р)_о, где с_i - содержание i-го компонента в руде балансовых запасов, %; P_i - разубоживание руды по i-му компоненту, доли ед.; _оij - извлечение i-го компонента при обогащении в j-й концентрат, доли ед.; _мij - извлечение i-го компонента при металлургическом переделе j-го концентрата; n - число полезных компонентов в руде; m - число концентратов; Ц_мij - отпускная цена i-го металла, извлекаемого из j-го концентрата, руб/т; Ц_i - отпускная цена i-го металла в концентрате, руб/т; 0.01- коэффициент пересчета процентов. Ц_к - отпускная цена (или замыкающие затраты) концентрата со стандартным содержанием в нем полезных компонентов(хлористого калия в сильвинитах, пятиокиси фтора в апатитах и т.д.); Ц_мк - то же полезного компонента (металла) в концентрате; _к - фактическое содержание в конечном продукте, %.

Если цена конечного продукта Ц_к изменяется не прямопропорционально содержанию в нем полезного компонента, то она определяется по следующей формуле: Ц_ф = Ц_к - (_к - _ф), где  - доплата за каждый процент отклонения содержания полезного компонента от стандартного, руб.

Ценность рудной массы по замыкающим затратам на производство руд, концентратов и металлов в цветной и черной металлургии, а также в промышленности горнохимического сырья определяется на основе тех же формул, только вместо отпускной цены подставляется величина замыкающих затрат (на замыкающих предприятиях региона или отрасли). Ценность других добываемых полезных ископаемых (штучного камня, известняка магнезита и т.п.) принимается в соответствии с их принятой отпускной ценой или себестоимостью на худших предприятиях данного региона или отрасли в целом.

3 случай. Условия те же, что и во втором случае. Особенность в том, что в техническом отношении варианты отличаются между собой одним – двумя элементами ( это может иметь место при выборе варианта или параметра системы).

Вот характерный пример: Сплошная система разработки. Кровлю можно поддерживать рудными целиками и искусственными. При искусственных целиках нужны дополнительные затраты на их возведение и на выемку руды, которая осталась бы в рудных целиках сравниваемого варианта, зато потери снижаются, а в остальном варианты – одинаковы. Сравнение здесь может быть основано на минимизации суммы сравнительных убытков. Эта сумма определяется для каждого варианта как приведенные сравнительны затраты по элементам, которыми варианты различаются. Расчет ведется на 1 т балансовых запасов, учитываются только затраты по добыче руды.

Критерий для сравнения: У = с_д+ Е_н * к +у_п.р. min_, где у_{п.р. –} удельный ущерб от потерь и разубоживания руды при погашении 1т запаса.

4 случай. Один из сравниваемых вариантов обеспечивает меньшие потери руды, а другой - меньшее разубоживание. Материально – трудовые затраты примерно одинаковы. Е_н *к₁+с₁ Е_н *к₂+с₂; п₁п₂; р₁р_2.

В этом случае сравнение основывается на минимальных сравнительных условных потерях полезного компонента, которые равны действительным потерям плюс условные потери, эквивалентные разубоживанию по величине экономического ущерба. П+Р*к_эmin, к_э – коэффициент перевода разубоживания в условные потери. Этот случай имеет место, если при изменении варианта системы или его параметра потери руды снижаются за счет увеличения разубоживания. к_э =(с_min-в)/(с-с_min) где с_min- промминимум; в – среднее содержание в разубоживающей породе; с – среднее содержание полезного компонента в руде.

Приближенные значения значения коэффициента перевода разубоживания руды в условные потери металла заимствованы у В.Р. Именитова и приведены в таблице.

С/Сmin	В/ Сmin
	0	0,25	0,5
1,25	4	3	2
1,5	2	1,5	1
2	1	0,75	0,5
3	0,5	0,37	0,25
5	0,25	0,19	0,12