Методика определения основных параметров карьеров при разборке месторождений по этапам

В основу методики положены исследование режима открытых горных работ с многовариантным анализом динамики их развития, технико-экономический анализ с использованием типовых методических указаний по охране недр, современных экономических категорий и частных методик.

В качестве экономического критерия принимается максимальная приведенная удельная прибыль за весь срок эксплуатации месторождения открытым и подземным способами.

В качестве технологического критерия принимается рациональное формирование рабочей зоны карьера, обеспечивающее высокопроизводительную работу карьерного оборудования и выполнение оптимального производственного плана.

Анализ режима открытых горных работ производится по комплексной методике с использованием кумулятивных графиков V = f(P), V+P = f(M), M = ф(P) и специальных программ для ЭВМ.

Здесь: V — нарастающие объемы пустых пород по мере развития горных работ;

P — нарастающие объемы руды, соответствующие объемам V, м3;

M — нарастающие объемы металла (т), соответствующие объемам V и Р.

Общая методика расчетов следующая:

1. Из условия минимальных суммарных эксплуатационных затрат на разработку месторождения открытым и подземным способами определяется глубина карьера Ho.

2. Исходя из принципа выделения в пользу открытых работ максимально возможных запасов полезного ископаемого на данном месторождении, рассматривается несколько вариантов, лежащих в области оптимальных значений функции суммарных затрат. Эта область исследуется в интервале (1,2 -1,3)Ho.

3. Для каждого варианта принимается схема вскрытия, определяется. годовое понижение горных работ, находятся значения текущих коэффициентов вскрыши и строятся кумулятивные графики V = f(P).

На базе этих построений определяются параметры этапов строительства, эксплуатации и реконструкции карьера.

4. По всем вариантам для каждого этапа находят усредненные эксплуатационные коэффициенты вскрыши, приведенные эксплуатационные расходы с учетом фактора времени и показателей технического прогресса, приведенные капиталовложения, приведенную ценность полезного ископаемого и приведенную прибыль.

5. Для всех вариантов определяют возможные объемы консервации вскрыши в конце первого этапа разработки и сроки ее выемки в следующие этапы эксплуатации.

6. Вариант с максимальной приведенной прибылью проверяют по транспортным возможностям, по условиям переработки руды, согласуют с перспективным планом развития данной отрасли и рекомендуют как оптимальный.

Глубина карьера Ho определяется по методике из условия минимальных суммарных эксплуатационных затрат на разработку месторождения открытым и подземным способами с учетом объемов в центральной части и торцах карьера:

где b = 2ctg bm + L(ctg в1 + ctg в2);

a = п (ctg в1 + ctg в2) ctg b;

Kгр — граничный коэффициент вскрыши, м3/м3;

m — горизонтальная мощность рудного тела (зоны), определяемая по средневзвешенному разрезу на глубине Hо, м;

L — длина месторождения по простиранию, м;

в1 и в2 — угол откоса бортов карьера в период погашения, градус;

6 — угол откоса торцов карьера, градус;

где сп — себестоимость 1 м3 руды, добытой подземным способом, руб.;

lp.о и lp.п — коэффициенты разубоживания соответственно при открытой и подземной разработке;

со — себестоимость 1 м3 руды, добытой открытым способом, без учета затрат на вскрышные работы, руб.;

kн.о и kн.п — коэффициенты извлечения запасов из недр соответственно при открытой и подземной разработке;

св — себестоимость 1 м3 вскрыши, руб.

Величины lp.o и lp.и связаны с количеством разубоживающих пород Bо и Bп следующими зависимостями, выраженными в процентах от балансовых запасов:

При подготовке горизонтов продольными разрезными траншеями, годовое понижение равно

где Qэ — производительность экскаватора, м3/мес;

Lр — длина разрезной траншеи, м;

Lб — длина экскаваторного блока, м;

с — коэффициент снижения производительности экскаватора при проходке траншеи (с = 0,7-0,8);

k — коэффициент, учитывающий время совместной работы экскаваторов (k = 0,6-0,8);

mэ — число экскаваторов, работающих на расширении траншеи;

hy — высота уступа, м;

ф — угол откоса рабочего борта карьера, градус;

в — то же, нерабочего борта, градус;

b — ширина траншеи по дну, м;

а — угол откоса бортов траншеи, градус;

Lн — длина наклонной траншеи, м.

Выбор схемы вскрытия и направления развития горных работ производится с учетом определяющих факторов по известным методикам.

При вскрытии крутопадающих месторождений стационарными съездами, расположенными на одном из бортов карьера со стороны лежачего бока месторождения с односторонним развитием горных работ, площадь рудного тела S, отрабатываемая при годовом понижении hг, определяется по следующей формуле:

где у — угол падения рудного тела, градус;

m — горизонтальная мощность рудного тела на данном участке развития горных работ, м.

Объем рудного тела Ao, отрабатываемый за один год при данной скорости годового понижения hг:

При вскрытии крутопадающих месторождений скользящими съездами, расположенными со стороны висячего или лежачего бока карьера, и двустороннем развитии фронта горных работ площадь рудного тела S, отрабатываемая за год:

Принимая наиболее рациональную схему вскрытия для данных конкретных условий и порядок формирования рабочей зоны, на поперечных разрезах строят положения рабочих бортов карьера и определяют значения текущих коэффициентов вскрыши за весь период разработки. Используя известные методики, производят построение графиков V = f(P) и выделение этапов строительства, эксплуатации и реконструкции карьеров. Для каждого этапа находят усредненные эксплуатационные коэффициенты вскрыши, сроки эксплуатации, достигнутую при этом глубину открытых горных работ и другие технологические параметры.

Годовые эксплуатационные расходы сг по этапам эксплуатации

где kэ — усредненный коэффициент вскрыши для данного этапа эксплуатации, м3/м3.

Величина A0 в данном случае выражается в млн. м3.

Далее определяются суммарные приведенные к началу строительства эксплуатационные расходы ЕСп для всех этапов эксплуатации месторождения. Исследование вариантов при глубине карьера равной (1,2—1,3) Hо показывает, что сроки его эксплуатации увеличиваются, а при глубине Hо происходит более ранний переход на подземные работы. Для обеспечения сравнимости вариантов сроки эксплуатации для них должны быть одинаковыми и равными сроку эксплуатации варианта с максимальной глубиной, равной 1,3Н0.

В связи с этим

где CгI, CгII — годовые эксплуатационные расходы в первый и второй этапы эксплуатации карьера, млн. руб. (если число этапов больше, то в формулу добавляют соответствующие им члены);

Eн.п — норматив для приведения разновременных затрат (Ен.п = 0,08);

tстр — период строительства карьера, лет;

kс.э — показатель технического прогресса, учитывающий ежегодное снижение эксплуатационных расходов (kс.э = 0,97-0,99);

tI, tII — первый и второй этапы эксплуатации карьера, лет;

Cподз — годовые эксплуатационные расходы при переходе на подземные работы, млн. руб.;

tподз — время эксплуатации месторождения подземным способом, учитываемое при сравнении вариантов, лет.

Определение капиталовложений, необходимых для строительства карьера Kстр, рекомендуется производить по методике:

где kуд.с — удельные капиталовложения на строительство, руб./т;

Аг.м — годовые объемы добываемой горной массы, млн. т.

После достижения карьером глубины Hо или (1,2-1,3)Hо происходит переход на подземные работы, в связи с чем должны быть своевременно выделены капиталовложения на строительство подземного рудника Кр.п:

где kуд.р — удельные капиталовложения на строительство подземного рудника, руб/т [определяются по формуле (III. 16) или используются нормативные показатели];

Ap — годовая производственная мощность подземного рудника, млн. т.

Капиталовложения Кстр и Kр.п распределяются по годам строительства и приводятся по формулам к началу строительства:

где K1с, K2с, ..., Ktстр — капиталовложения, производимые в начале каждого года строительства, млн. руб.;

kс.к — показатель технического прогресса, учитывающий ежегодное снижение капиталовложений (kс.к = 0,97-0,99). Капиталовложения на строительство подземного рудника производятся за несколько лет до окончания открытых работ. Если обозначить период строительства и эксплуатации месторождения открытым способом tо и принять, что капиталовложения на строительство подземного рудника производятся за п лет до окончания открытых работ, то приведенные к началу строительства капитальные вложения

где Kto-n, Kto-n+1, ..., Kto-1 — капиталовложения, производимые в начале первого, второго и последнего года строительства подземного рудника, млн. руб. Аналогично определяют приведенные капиталовложения при других сроках их вложения.

Извлекаемая ценность полученной за год продукции при открытом способе разработки

где см — среднее содержание металла в массиве, %;

Ио — коэффициент извлечения при переработке руды, добытой открытым способом;

Цо — оптовая цена единицы конечной продукции, руб. Извлекаемая ценность получаемой за год продукции при подземном способе разработки

где Ип — коэффициент извлечения при переработке руды, добытой подземным способом.

Суммарная приведенная к началу строительства ценность продукции

где Ц1, Ц2, ..., Цto+tподз — ценность продукции по годам эксплуатации, млн. руб.

При определении приведенной прибыли все основные исходные данные выражаются в виде удельных величин.

Для определения удельной приведенной прибыли Пп.уд, отнесенной к 1т погашаемых балансовых запасов Б, должны быть найдены: удельная приведенная извлекаемая ценность Цп.уд, удельные приведенные эксплуатационные расходы Сп.уд и удельные приведенные капиталовложения на строительство и реконструкцию Кп.уд:

где ЕБ — суммарные погашаемые запасы за весь срок разработки месторождения.

При определении прибыли не учитывались затраты на переработку руды, так как во всех сравниваемых вариантах перерабатывается одинаковое ее количество и эти затраты на сравнительную эффективность вариантов не влияют.

Для определения усредненных эксплуатационных коэффициентов вскрыши и параметров этапов, на которые может быть разделен весь период эксплуатации карьера, необходимо на кумулятивном графике V = f(P) построить треугольники с катетами, соответствующими объемам руды и породы, извлекаемым на данном этапе.

Положение гипотенузы в каждом треугольнике относительно графика будет существенно влиять на параметры рабочих площадок и технологию горных работ.

При выполнении указанных построений рекомендуется:

1. Продолжительность этапов увязывать со сроками амортизации основного горнотранспортного оборудования.

2. Исследовать целесообразность консервации вскрыши в конце первого этапа эксплуатации на верхних горизонтах за счет сокращения ширины рабочих площадок. При этом гипотенуза треугольника с момента начала консервации будет опускаться ниже графика V = f (P). Экономическую эффективность консервации вскрыши определять по приведенной выше общей методике расчетов.

3. Работать в основные периоды эксплуатации, как правило, на нормальных рабочих площадках. Гипотенузы треугольников при этом будут касательными к графику F=f(P) или располагаться выше его.

4. При консервации вскрыши на первом этапе эксплуатации на втором этапе целесообразно расширять сокращенные рабочие площадки до нормальных размеров и планомерно заменять горнотранспортное оборудование на новое, более совершенное.

5. Объединять периоды работы карьеров в несколько этапов:

где tстр — период строительства карьера, лет;

t'эк — первый период работы, когда происходит освоение производственной мощности карьера и нормальная его эксплуатация, лет;

tp — период реконструкции при переходе ко второму этапу, лет;

t''эк — второй период эксплуатации, лет;

tn — последний этап, включающий период доработки карьера tдор и период реконструкции горного предприятия tр.п, связанный с переходом на подземные работы, лет.

Экономическая целесообразность консервации вскрыши определяется по приведенной выше методике, единой для всех расчетов, с учетом следующих обстоятельств. При консервации вскрыши на первом этапе снижаются эксплуатационные расходы и капиталовложения на строительство карьера (за счет снижения коэффициентов вскрыши), однако на втором этапе эксплуатационные расходы увеличиваются за счет более высоких коэффициентов вскрыши и удорожания вскрышных работ при расширении узких площадок до нормальных размеров. Если консервация вскрыши происходит на верхних трех-четырех рабочих площадках, то средневзвешенное удорожание вскрышных работ с учетом объемов по всем уступам составляет в среднем 15%.

Капиталовложения на строительство карьера с меньшими объемами вскрыши на первом этапе эксплуатации снижаются, однако на втором этапе они возрастают, так как требуется удалять большие объемы пустых пород. Рост капиталовложений на втором этапе пропорционален консервируемым объемам вскрыши на первом этапе. Абсолютное значение этих капиталовложений равно разности К'стр — K''стр, млн. руб., где — объем капиталовложений при работе без консервации вскрыши, млн. руб.; К"стр — объем капиталовложений при работе с консервацией вскрыши, млн. руб.

Эти капиталовложения производятся за несколько лет до окончания первого этапа эксплуатации и должны при сравнении вариантов приводиться к единому моменту оценки (в данном примере они производятся за 3 года до окончания первого этапа и приводятся к началу строительства карьера).

Капиталовложения на развитие производственной мощности карьера при сравнении вариантов не учитываются, так как они будут в данном случае одинаковыми.

Значения всех основных величин, полученные при расчетах по предлагаемой методике, приводятся в табл. V.2.

Из приведенных данных видно, что оптимальным из всех рассмотренных является I вариант. Работа без консервации вскрыши для этого варианта более экономична.

При разработке месторождений с более высоким содержанием металла увеличивается удельная приведенная извлекаемая ценность, что существенно влияет на параметры карьера.

Если для рассмотренных вариантов при всех прочих равных условиях принять значение величины см = 4%, то удельная приведенная прибыль будет максимальной для III варианта (см. табл. V.2), и этот вариант становится оптимальным.

Таким образом, вопрос о глубине карьера, параметрах этапов и целесообразности консервации вскрыши должен решаться в каждом конкретном случав на основании обоснованных расчетов.

Пример 2. Определить экономическую эффективность расширения границ карьера при снижении кондиций.

Рассмотрим этот вопрос для принятых значений величин первого примера. Полагаем, что пересмотр кондиций произошел при достижении карьером глубины 200 м и контура положения АВСД (см. рис. III.2). Сравниваем два варианта развития горных работ. Вариант I. Разработка месторождения продолжается открытым способом до контуров А'В'С'Д'. Вариант II. Начиная с глубины 200 м осуществляется переход на подземные работы. Расчетная глубина подземных работ принимается одинаковой с открытыми работами. Значение граничного коэффициента вскрыши не пересматривается, и он сохраняется равным 11,8 м3/м3. Целесообразность увеличения глубины карьера ограничивается, также как в первом примере, 30%, что составляет 60 м. В этом случае, используя табл. V.1 (для первоначального значения мощности рудного тела m1 = 50 м), получаем в интервале глубины карьера от 200 до 260 м прирост объемов руды 3 млн. м3 и соответствующий ему объем пустых пород 42,7 млн. м3. Фактически в данном интервале глубин карьера мощность рудного тела увеличивается на величину m2—m1, в связи с чем объем руды увеличится на (m2—m1) 60*1000 м3 и на такую, же величину уменьшится объем пустых пород.

Используя формулу (III.19), получим:

Методика определения основных параметров карьеров при разборке месторождений по этапам

откуда m2 = 59,5 м.

В расчетах принимаем значение m2 равным 60 м.

За счет увеличения мощности рудного тела дополнительный прирост объемов руды составит 0,6 млн. м3 и общие балансовые запасы EБ в этом интервале будут равны 3,6 млн. м3, или 10,08 млн. т. Объем пустых пород снизится на 0,6 млн. м3 и составит 42,1 млн. м3. Средний коэффициент вскрыши kcр при доработке этих балансовых запасов будет равен 11,7 м3/м3. При этом обеспечиваются неравенство между kcр и kгр и эффективность открытых работ.

При установленной ранее годовой скорости понижения горных работ hг = 10 м ежегодно будут отрабатываться балансовые запасы, равные 0,6 млн. м3. Если принять, что извлекаемая ценность Ци.о при доработке запасов не снижается и сохраняется равной 13,1 млн. руб., то, используя формулу (V.15), получим см = 1,74%, т. е. снижение кондиций происходит на 0,26%.

Эксплуатационные расходы Cr определяли по формуле (V.8) при Aо = 0,6 млн. м3 и kcр = кэ = 11,7 м3/м3.

Эксплуатационные расходы приводятся к началу реконструкции, которая начинается за 3 года до достижения карьером глубины 200 м. При определении величин ЕСп, Aг.м, kуд.р.о, Kр.о, ЕКп.р и ЕЦп использовались соответственно формулы (III.9), (III.13), (III.11), (III.12), (III.10) и (III.2). Затем находим удельные величины Сп.уд, Kп.уд, Цп.уд и Пп.уд. Полученные значения величин приведены в табл. V.3.

При переходе на подземные работы при глубине 200 м годовые эксплуатационные расходы Cr будут равны 10*0,6 0.8/0.9 = 5,33 млн. руб.

Эксплуатационные расходы, так же как и в I варианте, приводятся к началу реконструкции, которая начинается за три года до перехода на подземные работы. Расчетный интервал подземных работ равен 60 м (с 200 м до 260 м).

При определении величин ЕСп, kуд.р.п, Kp.п, ЕKп.р, Ци.п и Цп.подз использовались соответственно формулы (III.15), (III.16), (III.17), (III.10), (V.16) и (III.2). После этого определяем удельные величины Cп.уд, Kп.уд, Цп.уд и Пп.уд. Полученные значения величин приведены в табл. V.3.

При определении затрат на компенсацию недополученного продукта использовалась формула (III.18). В результате получилось, что удельная приведенная прибыль при доработке запасов открытым способом (I вариант) больше, чем при переходе на подземные работы (II вариант). Таким образом, в данном случае эффективность расширения границ карьера становится очевидной.