книги из ГПНТБ / Хетагуров, Г. Д. Эффективность систем разработки этажного и подэтажного обрушения

водит по показателям самого предприятия [48].

Мы считаем, что в цветной металлургии оценка потерь по экономическим показателям самого предприятия неизбежно при­ ведет к искаженным данным, так как себестоимость конечного продукта на каждом предприятии является функцией содержания металла в руде, себестоимости добычи и переработки. Известно, что при условии постоянного количества затраченного труда на добычу и переработку 1 т руды себестоимость конечного продукта изменяется почти обратно пропорционально содержанию металла в руде. Отсюда следует, что оценка потерь металла по показате­ лям себестоимости данного предприятия даст завышенные (в слу­ чае малой его рентабельности) или заниженные (в случае высокой рентабельности) данные. В таком случае наиболее правильно оценку потерь и разубоживания производить по среднеотраслевой государственной цене на концентрат — металл, так как она яв­ ляется средним показателем деятельности предприятий и выражает затраты общественного труда [50]. Следовательно, все предприя­ тия, вошедшие для определения этой цены, следует считать рен­ табельными.

Отсюда следует, что некоторая часть из них будет работать со знаком минус и условно будет считаться нерентабельной. Не­ рентабельным может быть также новое предприятие, себестоимость продукции которого окажется выше государственной цены на металл. Однако, если себестоимость его продукции будет не выше максимальной себестоимости продукции предприятия, вошедшей в подсчет для определения государственной цены на металл, то оно рентабельно. Рентабельность предприятия зависит также от потерь и разубоживания, себестоимости добычи и переработки руды. Следовательно, она является переменной величиной и изме­ няется через определенные промежутки времени.

Рассмотрим кратко принципиальные основы оценки месторож­ дений потерь и разубоживания.

§1. Основы оценки месторождений

Впоследнее время оценке месторождений придается огромное значение. Однако существующие методы недостаточно удовлетво­ ряют современным требованиям. Ряд специалистов высказывают различные точки зрения по этому вопросу.

К. Л. Пожарицкий [51] рекомендует под экономической оцен­ кой месторождений считать определение ценности месторождения

вденежном выражении. При этом он выделяет валовую и извле­

каемую ценность руды. В настоящее время наибольшее значение

63

Придается валовой ценности руды [48]. Под извлекаемой цен­ ностью подразумевается денежная ценность той доли металлов, которая может быть извлечена при добыче и переработке. Эко­

Основным фактором оценки месторождений является потреб­ ность металла в стране. Поэтому промышленное значение отдель­ ного месторождения зависит от состояния сырьевой базы отрасли или экономического значения района.

С. Я. Рачковский [52] по существу, приходит к денежной оценке месторождения.

Е. Г. Гинсбург [53] считает, что критерием экономической оценки месторождений может служить только изменение затрат общественного необходимого труда. Все его рассуждения сводятся к денеясной оценке месторождений.

Г. П. Шабельников [54] считает, что экономическую оценку месторождений следует производить в зависимости от вида сырья. Уровень техники, технологии добычи и себестоимость конечного продукта является показателем затрат овеществленного труда. За основу сравнительной оценки вариантов принята рентабельность разработки месторождения.

Всоответствии с решением ЦК КПСС переход на новые формы

иметоды планирования и экономического стимулирования про­ мышленного производства требует улучшения системы ценообра­

зования. Цены должны отражать общественно необходимый труд и получение прибыли каждым предприятием [55]. Прибыль пред­ приятия представляет собой разницу между суммой реализации за произведенную предприятием продукцию, по установленным опто­ вым ценам, и суммой всех затрат предприятия на производство этой продукции.

К. Л. Пожарицкий [51] считает, что если отпускные цены установлены на базе средней себестоимости металла по отрасли промышленности в целом, то для экономических расчетов и оценки месторождений они непригодны. Поэтому он рекомендует цены устанавливать исходя из условий производства на наиболее бед­ ных или неблагоприятных месторождениях, разработка которых необходима для покрытия потребности народного хозяйства. Если уровень отпускных цен установлен на базе сырья высокого каче­ ства при ограниченном выпуске металла, то выпуск продукции в больших количествах из руды с пониженным содержанием ме­ талла окажется «нерентабельным». В результате такого подхода за балансом может оказаться промышленное сырье [57].

А. А. Сергеев [58] рекомендует сдачу месторождений в эксплуа­ тацию производить по средневзвешенной цене. Такая рекомендация не учитывает, что средневзвешенная цена является промежуточной между наихудшим и наилучшим показателями. Следовательно, предприятия, работающие с наихудшими показателями из-за

64

низкого содержаі-іия мёталла в руде или высокой себестоимости продукции, должны быть законсервированы.

Оптовые цены с течением времени меняются по разным при­ чинам.

Одной из основных причин является совершенствование техно­ логии 1.59].

В горнорудной промышленности снижение оптовых цен целиком зависит от себестоимости продукции по той или иной отрасли. Снижение себестоимости концентратов вызовет снижение государ­ ственной отпускной цены на металл (концентрат). Однако это снижение зависит не только от усовершенствования методов ра­ бот, но и от улучшения качества выпускаемой продукции, содер­ жания металла в исходной руде и концентрации производства.

При планировании цен учитывается не индивидуальная себе­ стоимость продукции отдельного предприятия, а среднеотраслевая, уровень которой определяется с учетом ближайших перспектив.

Выше мы отмечали, что среднеотраслевая себестоимость скла­ дывается из высокой, средней и низкой себестоимости продукции. Поэтому, при оценке месторождений правильнее исходить из наи­ худших показателей предприятий, считающихся рентабельными

160].

В данном случае рентабельность «наихудшего» предприятия определяется потребностью страны в металле.

Если деятельность предприятия оценивается среднеотраслевым показателем, то какая-то часть из них будет работать «нерен­ табельно», хотя показатели его работы вошли для определения среднеотраслевой цены продукции. Следовательно, оценка дея­ тельности некоторых предприятий по рентабельности не совсем правильна, и она должна производиться потребностью в данном металле. Может оказаться так, что себестоимость продукции предприятия будет выше оптовой цены на металл. Тогда при оценке деятельности этого предприятия необходимо учитывать влияние себестоимости и удельного веса выпускаемой им продук­ ции на государственную цену металла. Поэтому критерием оценки месторождений является не рентабельность предприятия, а потреб­ ность в данном металле.

При выборе систем разработки нужно определять также об­ ласть их применения по содержанию металла в руде. В свою

Каждый из этих показателей оказывает соответствующее влия­ ние на пределы применения систем разработки по содержанию металла в руде, характеризуя рациональное использование богатств недр. Например, за рубежом в связи с повышением цен на ме­ таллы отработка ранее нерентабельных месторождений возобнов­ лена. Это способствовало росту доли применения «дорогих» систем разработки [3]. Акад. АН КазССР О. А. Байконуров и другие [90]

отмечают, что в практике зарубежных рудников, разрабатывающих месторождения ценных руд, широкое распространение получила система разработки горизонтальными слоями с закладкой. Благо­ даря этому расширяется область применения систем по содер­ жанию металла в руде.

В связи с этим возрастает рентабельность предприятий, которая окажет соответствующее влияние на снижение государственной цены металла. Государственная цена па металл зависит также от наличия сырьевой базы и производительности предприятия. От­ сюда следует, что проблема разработки бедных руд на действую­ щих предприятиях приобретает особо важное значение. Этот во­ прос нами рассматривается при обосновании бортового содержа­ ния металла в руде.

Таким образом, денежная оценка месторождений позволит более тщательно выбирать системы разработки. В связи с важ­ ностью постановки вопроса нельзя не согласиться с предложе­

Выше отмечалось, что после чисто выпущенной руды из блока разубоживание интенсивно возрастает, достигая 60% и более. Это обстоятельство побудило нас провести специальные исследования по обогащению руды для установления связи между извлечением и содержанием металла в руде и в концентрате.

Для опытов были составлены смеси из руды и боковых пород одного и тою же забоя. Исходная руда содержала свинца 5%, цинка 10%, меди 0,6%, железа 2,5%. Разубоживающая порода — хлорито-серицитовые и глинистые сланцы, порфириты с содержа­ нием свинца 0,06%, цинка 0,6%, меди 0,02%, железа 3,1%.

Каждая смесь флотировалась в оптимальном режиме, подобран­ ном специальными сравнительными опытами для • определенной руды и уточнявшемся применительно к отдельным смесям.

Подобным же образом были испытаны руды другого рудного поля. Исходное содержание свинца в руде было: 0,3; 0,56; 1; 1,5%.

На основании полученных результатов по выпуску руды пре­ делы разубоживания составляли от 0 до 80%•

Анализ результатов исследований и практических материалов предприятий позволил установить, что связь между содержанием

где аа' выражает величину извлечения металлов из руды в кон­ центраты в зависимости от содержания их в исходной руде, а свободный член Ь— величину извлечения этих же металлов в одно­ именные концентраты независимо от их содержания в руде.

66

Для определения численных значений а и b существует метод непосредственных средних и наименьших квадратов. Определим значения этих величин по указанным двум методам [61].

1. Для определения а и b по методу средних квадратов восполь­ зуемся данными табл. 28.

Произведя соответствующий анализ, получим количественное выражение связи между извлечением и содержанием металлов в добытой руде а'

за ряд лет по практическим данным предприятия 2, находим, что содержание свинца и извлечение его в концентраты за ряд лет находятся в зависимости

Связь между содержанием свинца в ряде и в одноименном концентрате ß на обогатительной фабрике характеризуется ра­ венством

На основании опытов, проведенных на рудах предприятия 1, уравнение для руды с исходным содержанием свинца 1—1,53% выражается равенством

Полученные результаты проверены практическими данными, которые за ряд лет дали следующее выражение связи между со­ держанием металла в руде, его извлечением и содержанием ме­ талла в концентрате:

5 67

Рис. 30. Изменение извлечения е, содер­ жания металла в кон­ центрате ß, количест­ ва концентрата, полу­ ченного из 1 т руды, у в зависимости от содержания металла в

руде а

Рис. 31. Изменение извле­ чения е, содержания ме­ талла в концентрате ß, количества концентрата, полученного из 1 т руды, у в зависимости от со­ держания металла в ру­

де а

Рис. 32. Изменение извлечения е, содержания металла в концентра­ те ß, количества концентрата, по­ лученного из 1 т руды, у в зави­ симости от содержания металла в

руде а

Эти уравнения были приняты для расчетов.

Допустим, что извлечение е и содержание металла в концен­ трате ß изменяется не линейно, а параболически. Тогда количество концентрата, полученного из 1 т руды у, изменяется следующим образом (рис. 30; 31; 32). Как видно из этих рисунков, количество концентрата, полученного из 1 т руды, во всех случаях изменяется линейно. Следовательно, количественные и качественные показа­ тели при изменении е и ß остаются неизменными.

Анализ расчетов показывает, что снижение извлечения металла происходит почти незаметно. Следовательно, разубоживание растет быстрее (ß : е), и, наоборот, изменение содержания металла в руде происходит медленнее, чем извлечение (а ': е).

Более существенно влияние разубоживания на выход ур и себе­

в руде экономически целесообразно выпускать из блока запасы руды, не подвергшиеся разубоживанию.

Таким образом, разубоживание руды не оказывает существен­ ного влияния на извлечение и содержание металла в концентрате, но сильно отражается на количестве продукции и ее себестоимости.

Г л а в а V.

В Л И Я Н И Е С Т А Д И Й Н О С Т И В Е Д Е Н И Я О Ч И С Т Н Ы Х Р А Б О Т Н А Э Ф Ф Е К Т И В Н О С Т Ь С И С Т Е М Ы Р А З Р А Б О Т К И

Как отмечалось выше на горнорудных предприятиях система этажного принудительного обрушения получила широкое распро­ странение. Благодаря небольшому количеству производственных операций, присущих ей, она обеспечила рост качественных и коли­ чественных показателей, высокую интенсивность отработки место­ рождений.

В первое время почти повсеместно система этажного принуди­ тельного обрушения применялась в варианте с двухстадийной отработкой запасов блока, т. е. в первую очередь отрабатывались камерные запасы объемом до 30—50%, а потом обрушались оставшиеся запасы на эти компенсационные пространства. При­ менение электродетонаторов с миллисекундным замедлением позво­ лило осуществить многорядное взрывание и применить одностадий­

69

ный вариант системы этажного обрушения. Появлению и распро­ странению этого варианта способствовали также горнотехнические условия и сокращение объема нарезных работ.

Для системы этажного принудительного обрушения характерно массовое обрушение руды иа компенсационное пространство объемом 15—40%. При запасах камер более 40% системы названы этажно-камерными. При этих системах условия неразрывной сплошности обрушенной руды и пород не выполняются. В резуль­ тате этого возникают разрывы сплошности при движении обру­ шенных масс [33]. Следствием этого являются повышенные пока­ затели потерь и разубоживания.

Отсюда следует, что при определении отличительных особен­ ностей обеих разновидностей системы вводится признак, разли­ чающий их по объему компенсационного пространства. Например, при этажном обрушении объем компенсационного пространства не должен превышать 40%, а если он станет немного больше, то система теряет свои качества и становится этажно-камерной.

Мы склонны считать, что такое определение явно недостаточно и полагаем определять системы этажного принудительного обру­ шения по признаку непрерывного процесса ведения очистных работ с выпуском руды под обрушенными породами независимо от объема компенсационного пространства. Вместе с тем на практике укоренилось название «этажно-камерная» система разработки.

Система применялась:

а) при разработке руд средней, ниже средней крепости и реже крепких с горизонтальным компенсационным пространством;

б) при разработке руд средней и выше средней крепости с вер­ тикальным компенсационным пространством.

На рудниках предприятий 1 и 2 система применяется с двух­ стадийной и одностадийной отработкой запасов блоков.

На других месторождениях, где руды трещиноваты и невысокой крепости, а вмещающие породы малоустойчивы, в основном при­ меняется вариант с наклонной или горизонтальной плоскостями контакта руды и породы [62].

При отбойке руды на наклонную плоскость широко приме­ няется короткозамедленное взрывание, обеспечивающее хорошее дробление взрываемой горной массы, а для доставки руды — само­ ходное оборудование. При этом днище блоков конструктивно изменялось, что позволило сократить объем подготовительных и нарезных работ. Интенсивность выпуска руды увеличилась.

Считают также, что объем компенсационного пространства при этажном принудительном обрушении не должен превышать 40% запасов руды для обеспечения плавного движения обрушенных масс руды и породы [63]. Отсюда следует, что если высота за­ полнения блока будет равна 50 или 70% активной высоты этажа, то равномерное движение не будет обеспечено. Такое утверждение недостаточно обосновано с точки зрения достижения наибольшей эффективности системы, так как при одинаковой степени дроблш

70

ния и равных площадях соприкосновения обрушенной руды с на­ легающими породами с увеличением запасов целиков возрастает объем, подлежащий выпуску руды под обрушенными породами, а при уменьшении целиковых запасов сокращается первоначальная высота слоя обрушенной руды [64].

При минимальном компенсационном пространстве основное влияние на потери и разубоживание оказывает первоначальная высота слоя обрушенной руды. Наоборот, при камерных запасах, превышающих 50%, на величину потерь и разубоживания влияет объем извлеченной из компенсационных камер руды. В этом случае с увеличением камерных запасов высота слоя обрушенной руды снижается (вторая стадия очистных работ), а потери и разубожи­ вания по всему блоку будут уменьшаться [67].

Однако считают, что при максимальных камерных запасах, когда полного заполнения блока не произойдет, показатели потерь и разубоживания руды по блоку должны быть увеличенными по сравнению со случаем, когда блок заполняется на всю высоту.

Н. Г. Дубынин [13] отмечает, что наиболее рациональным является разработка месторождений двухстадийным вариантом системы этажного обрушения.

Однако имеются противоположные мнения некоторых специали­ стов [65]. Сведения по потерям и разубоживанию различных вариантов системы с обрушением налегающих пород показывают, что при двухстадийном варианте потери и разубоживания ниже, чем при одностадийном [13].

Сравнительные показатели некоторых вариантов систем разра­ ботки приведены в табл. 29.

По данным П. Н. Тарана [16], за последние 15 лет в Криво­ рожском бассейне потери и разубоживание при системах этажного и подэтажного принудительного обрушения составили соответ­ ственно 15—17% и 6—10%.

При одностадийной выемке оптимальный угол наклона отби­ ваемого слоя от 70 до 110°. Режим и порядок выпуска руды, отбитой в зажатой среде, отличны от режима и порядка выпуска при выемке в две стадии. При одностадийной выемке весь слой

71

отбитой руды выпускается под обрушенными налегающими поро­ дами, а фронт отбойки и выпуска постоянно перемещается. В связи с этим соблюдение принятого режима п рационального положения поверхности контакта в процессе выпуска представляет опреде­ ленные трудности. Из исследованных форм контакта между отбитой рудой и обрушенными налегающими породами установлено, что наиболее целесообразным является крутонаклонный, при котором обеспечивается высокое извлечение [66]. .

Опыты по освоению системы этажного обрушения с оптималь­ ными параметрами были проведены на шахте «Гигант». Отбойку и выпуск руды производили узкими столбами в зажатой среде.

Вывод: оптимальная высота подэтажа должна быть 30—40 м для обеспечения высокой интенсивности выпуска, нормального дробления и рыхления руды; обрушение массива должно произво­ диться в один прием с применением короткозамедленного взрыва­ ния на достаточное компенсационное пространство [15].

Другие опыты, проведенные на апатитовом руднике, показали, что производство взрывных работ на минимальное компенсацион­ ное пространство способствует обеспечению оптимальной степени дробления. Этими же опытами установлено, что коэффициент раз­ рыхления 1,2—1,3. Если значение коэффициента меньше 1,2, то при взрыве получается чрезмерно уплотненная масса.

Сыпучие свойства рудной массы уменьшаются, и выпуск руды сопровождается трубообразованием, способствующим повышению потерь и разубоживания руды. Если условный коэффициент пер­ вичного разрыхления больше 1,3, то объем компенсационного про­ странства составляет более 30% объема обрушенного массива.

В этом случае кусковатость взрываемой среды возрастает. Кроме того, при недостаточном объеме компенсационного прост­ ранства, когда отбойка руды производится в некоторой степени в «зажатой» среде, показатели потерь и разубоживания резко повышаются. Наблюдения привели к выводу, что разубоживаиие обратно пропорционально интенсивности выпуска, а извлечение полезного ископаемого — пропорционально интенсивности выпуска.

Таким образом одностадийный вариант уступает двухстадий­ ному. Это подтверждается анализом и в работе [13]. По себе­ стоимости добычи 1 т руды, расходу подготовительно-нарезных выработок и интенсивности добычи первый вариант выгоднее второго.

Приведенные результаты лабораторных исследований по поте­ рям и разубоживанию руды, при сохранении горизонтального контакта руды, относятся только к той части запасов блока, которая выпускается под обрушенными налегающими породами во второй стадии очистных работ (см. табл. 14; 18; 19; 22).

Для определения потерь и разубоживания по всему блоку с учетом отработанных запасов в первой стадии (из компенсацион­ ных камер) необходимо знать соотношение камерных (К) и целиковых (Ц) запасов.

72