Содержание к диссертации
Введение
1 Состояние вопроса выбора высоты уступа при отработке крутопадающих месторождений 6
1.1 Цель, идея и основные задачи исследования 6
1.2 Обзор существующих методов обоснования выбора высоты уступа
2 Анализ зависимости потерь и засорения руды от высоты уступа .27
2.1 Анализ методов опенки потерь и засорения при отработке месторождения 27
2.2 Выявление оптимальной величины потерь и засорения руды ...36
2.3 Выводы по главе 2 42
3 Зависимость показателей развития добычных работ и производительности по руде от высоты уступа 43
3.1 Анализ показателей добычных работ карьера по руде 43
3.2 Анализ зависимости развития фронта добычных работ от высоты уступа 48
3.3 Анализ зависимости скорости проходки траншей и скорости понижения добычных работ от высоты уступа 54
3.4 Зависимость производительности карьера по горной массе от высоты уступа 83
3.5 Выводы по главе 3 95
4 Влияние высоты уступа на показатели технологических процессов горных работ 98
4.1 Зависимость стоимости 1 м3 взорванной горной массы от высоты уступа 98
4.2 Зависимость стоимости экскавации 1 м3 скальной горной массы от высоты уступа 103
4.3 Зависимость расчетных затрат на транспортирование 1 м3 горной массы от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном транспорте 108
4.4 Выводы по главе 4 129
5 Установление рациональной высоты уступов для карьера «озерного» гока 131
5.1 Краткая характеристика месторождения 131
5.2 Влияние высоты уступа на режим работы по горной массе и показатели развития добычных работ 136
5.3 Зависимость стоимость 1 м3 взорванной горной массы, экскавации и транспортирования от высоты уступа 145
5.4 Влияние высоты уступа на размеры потерь и засорения руды при добыче 146
5.5 Рациональная высота уступов для карьера гока «озерный» 150
5.6 Выводы по главе 5 155
Заключение 156
Список литературы
- Обзор существующих методов обоснования выбора высоты уступа
- Выявление оптимальной величины потерь и засорения руды
- Анализ зависимости скорости проходки траншей и скорости понижения добычных работ от высоты уступа
- Зависимость расчетных затрат на транспортирование 1 м3 горной массы от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном транспорте
Обзор существующих методов обоснования выбора высоты уступа
Положения, выносимые на защиту: 1. Выбор высоты уступа должен осуществляться при рациональном соотношении потерь, засорения и и разубоживания, по условию, что прибыль, которую можно получить от использования теряемых руд, равняется экономическому ущербу, получаемому от засорения. 2. Производительность карьера по руде при ведении добычных работ должна определяться с учетом зон с изменением горногеологических и горнотехнических условий разработки, где требуется изменение высоты уступа, обеспечивающая эффективность и достоверность проектных решений. 3. Определение высоты уступа должно производится на основе оптимального режима работ по горной массе, при единовременном учете коэффициента неравномерности X, условий залегания полезного ископаемого, стабильной производительности и качества выдаваемой руды, себестоимости процессов бурения, взрывания, экскавации и удельных эксплуатационных затрат на транспортирование горной массы, путем дисконтирования. Методы исследований.
Общей теоретической и методологической основой работы является комплексный подход, включающий анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области методологии проектирования карьеров, отрабатывающих крутопадающие месторождения, обобщение производственной и проектной практики. В качестве основных методов исследований использовались: мониторинг технологических процессов карьера, геоинформатика и моделирование на персональных компьютерах; системный анализ при исследовании процессов, зависящих от принятой высоты уступа; методы сметных расчетов; классические экономические методы.
Достоверность научных положений, выводов и рекомендаций обеспечивается применением комплексного подхода, включающего анализ и обобщение фундаментальных исследований авторов в области проектирования карьеров; обширным привлечением проектных и фактических материалов по работе отечественных и зарубежных карьеров-аналогов; использованием геоинформатики и моделирования на персональных компьютерах, классических экономических теорий, системным анализом при исследовании влияния высоты уступа на карьерах, разрабатывающих крутопадающие месторождения.
Практическая значимость работы: 1. Разработана методика определения высоты уступа с учетом взаимовлияющих факторов, позволяющая повысить экономическую эффективность и достоверность проектных решений при открытой разработке крутопадающих месторождений. 2. Методики и проектные решения, полученные в результате исследований, могут быть внедрены в проектных организациях и на карьерах, отрабатывающих крутопадающими месторождениями. Апробация работы.
Основные положения диссертационной работы в целом и отдельные ее положения докладывались, обсуждались и получили одобрение на конференциях «Освоение минеральных ресурсов СЕВЕРА: проблемы и решения» (Воркута, 2011, 2012, 2013), на международной научно-практической конференции молодых ученых и студентов «Опыт прошлого - взгляд в будущее» (Тула, 2011 г.), международном форуме молодых ученых «Проблемы недропользования» (Санкт-Петербург, 2013, 2014), на заседаниях кафедры Разработки месторождений полезных ископаемых Национального минерально-сырьевого университета «Горный». Основные положения диссертационной работы опубликованы в 5 печатных работах, в том числе 2 в журналах, рекомендованных ВАК Минобрнауки. Диссертация состоит из введения, пяти глав и заключения, содержит 169 страниц, 29 таблиц, 21 рисунок и список литературы из 110 наименований.
Одним из первых метод определения экономически выгодной высоты уступа предложил в 1932 г. И.А. Кузнецов [35,36]. Им, в зависимости от высоты уступа, были установлены эксплуатационные расходы на: 1) БВР 2) Разработку и уборку породы 3) Укладку рельсовых путей 4) Перестилку рельсовых путей 5) Устройство приемных площадок 6) Подъем 7) Водоотлив 8) Уступные выработки 9) Подчистку площадки уступов.
Затраты по процессам 1-5 и 8-9 по исследованиям И.А.Кузнецова [35,36] обратно пропорциональны высоте уступа, при которой имеется минимум эксплуатационных расходов по процессам. И.А. Кузнецов приводит аналитическое выражение по определению высоты уступа, соответствующей минимуму расходов.
Рассматривая этот метод с точки зрения современной техники открытых работ, можно, конечно, указать на ряд устаревших представлений в исследовании [36], так как, естественно, технический прогресс вносит много изменений. Нам представляется более важной методическая сторона исследования - она не потеряла актуальности.
Далее рассмотрены основные методики расчета применяемой высоты уступа, которые в том или ином виде получили развитие в трудах современных исследователей [5,6,7,13,14,38,85,86,87,90,95,100,103,108].
В 1939 году были опубликованы два исследования, в которых впервые обосновывались расчетные методы определения высоты уступа при применении железнодорожного транспорта.
В 1950 г. Е.Ф. Шешко [105] указывает, что «высота уступа устанавливается по совокупности влияния факторов мощности разрабатываемых пород, их физических свойств, производительности карьера, способа буро-взрывных работ, способа выемки, транспортных условий и рабочих параметров основного оборудования». В этой работе не дается расчетных методов определения высоты уступа, но выдвигается одно важное положение, о том, что ширина развала породы после взрывания не должна превышать величины (0,5-1,5)R, где R - радиус черпания на уровне стояния экскаватора.
Выявление оптимальной величины потерь и засорения руды
Из графика видно, что чем больше высота уступа в конкретных условиях, тем больше значение коэффициентов потерь и засорения, а следовательно, и разубоживания. Особенно эта зависимость в относительной разности абсолютных величин проявляется при выполаживании угла падения залежи. Так, при увеличении значения высоты уступа при /?=32 с 10 м до 20 м величина потерь возрастает на 0,6%, а засорение на 1,2%, соответственно при/?=21 величина потерь возрастает на 0,9%, а засорение на 2,1%. Анализ графика на рисунке 2.2 показывает, что при увеличении высоты уступа в два раза в пределах до 20 м значения потерь и засорения возрастают в 1,4-1,6 раза.
Если принять условие, что отработка всех имеющих место контактов рудной залежи с вмещающими породами производится полной высотой уступа без разделения на подуступы, то зависимость коэффициентов потерь и засорения от высоты уступа для горногеологических условий рудника «Центральный» комбината «Апатит» при /?=32 и а=80 характеризуется графиками, предоставленными на рисунках 2.3 и 2.3а для случаев двух и четырех контактов.
Анализ графиков на рисунках 2.3 и 2.3а позволяет сделать вывод, что при увеличении высоты уступа в два раза в пределах до 20 м значения коэффициентов потерь и засорения возрастают в 1,8-2,0 раза.
Значения показателей потерь и засорения зависят также от угла откоса рабочего уступа, на рисунке 2.4 приведен график, характеризующий влияние угла падения «/?» и угла откоса уступа «а» на величину коэффициента потерь и засорения при высоте 10, 15 и 20 м. .20
График зависимости потерь и засорения руды от угла падения залежи и угла откоса уступа при высоте их 10 м, 15 м и 20 м Из графика следует, что при постоянном угле откоса рабочего уступа потери и засорение руды с уменьшением угла падения рудной залежи резко возрастают. Так, с уменьшением угла с 25 до 11-12 потери и разубоживание возрастают соответственно в 3,0 и 3,5 раза, то есть наблюдается практически обратнопропорциональная зависимость. Причем, как уже отмечалось выше, и что еще раз подтверждается данным графиком, при высоте уступа 10 м коэффициенты потерь и засорения в два раза меньше, чем при 20 м высоте.
Изменение потерь и засорения от угла откоса уступа происходит примерно по прямолинейной зависимости. С увеличением угла «а» с 60 до 80, то есть на 33%, повышение размеров потерь и засорения составляет порядка 20%.
Зная технологические и стоимостные показатели обогатительного передела в зависимости от засорения руды при различной высоте уступа, а также эксплуатационные запасы руды и эксплуатационный коэффициент вскрыши с учетом потерь и засорения, определяется экономическая целесообразность принятия того или иного значения высоты уступа по фактору качественных и количественных потерь.
В тех же случаях, где нет возможности предварительно располагать данные по технологическим и стоимостным показателям обогатительного передела, для оценки высоты уступа можно пользоваться методом расчета, основанным на изменении эксплуатационного коэффициента вскрыши при одинаковом качестве выдаваемой из карьера руды. Одинаковое качество руды при различных высотах уступов можно обеспечить, варьируя значения коэффициента потерь. При этом эксплуатационные запасы руды в карьере при различных высотах уступа будут разными и, следовательно, разными будут среднеэксплуатационные коэффициенты вскрыши и, соответственно, себестоимости 1 т руды с учетом погашения вскрыши. Следовательно, общие затраты, связанные с добычей одного и того же количества руды, будут различными, что учитывается при сопоставлении экономической целесообразности рассматриваемых значений высоты уступов.
Для цели использования такого метода расчета необходимо построить график зависимости между коэффициентами потерь и засорения при сравниваемых высотах уступов.
На рисунках 2.5 и 2.6 для горногеологических условий рудника «Центральный» построены графики зависимости потерь от разубоживания при высоте уступа 10,15 и 20 м для верхней и нижней зон залежи.
Так, для верхней зоны залежи, характеризующейся углом падения Р=21% (Рисунок 2.5), если допустить засорениие равным 2%, то потери соответственно 5%, 7,2% и 10,5%. Для нижней зоны залежи, характеризующейся углом падения 32% (Рисунок 2.6), если допустить засорение равным 2%, то потери соответственно составят 1,6%, 2,6% и 3,8%.
Сопоставляя приведенные значения потерь при сохранении одного и того же качества руды, видно, что при отработке верхней зоны месторождения даже высотой уступа 10м потери будут все же выше, чем при отработке нижней зоны высотой уступа 20 м, хотя практически изменился только угол падения залежи. 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 Значения потерь - Т, %
График зависимости ц от П для нижней зоны залежи 2.3 ВЫВОДЫ ПО ГЛАВЕ 2 Приведенные зависимости потерь и засорения от высоты уступа, построенные на основе графики, и краткий анализ этих графиков позволяют сделать следующие основные выводы:
1. Значение потерь и засорения руды при эксплуатации находятся примерно в прямопропорциональной зависимости от высоты уступа. При ведении добычных работ на контакте висячего бока залежи подуступами, увеличение высоты уступа (в пределах до 20 м) в два раза вызывает увеличение потерь и засорения в 1,4-1,6 раза. При отработке контактов залежи полной высотой уступа, увеличение высоты в два раза вызывает рост коэффициентов потерь и засорения в 1,8-2,0 раза.
2. Потери и засорения руды являются сугубо переменными величинами и зависят не только от высоты уступов, мощности залежи и количества включений прослоев пустых пород, но в значительной степени от угла падения залежи. Так, с уменьшением угла с 25 до 12-11 потери и засорения возрастают соответственно в 3,0 и 3,5 раза, то есть наблюдается практически обратнопропорциональная зависимость.
3. Изменение потерь и засорения от угла откоса уступа происходит примерно по прямолинейной зависимости. С увеличением угла с 60 до 80, то есть на 33%, повышение размеров потерь и засорения составляет порядка 20%.
4. При каждой рассматриваемой высоте уступа может быть найдено рациональное соотношение потерь и засорения в зависимости от возможной прибыли, условно получаемой от использования теряемых руд, и экономического ущерба от разубоживания.
5. Для достижения максимальной экономической выгоды от потерь руды за период эксплуатации карьера в целом следует идти по пути изменения параметров уступа и в основном его высоты, приводя ее в соответствие с горногеологическими условиями, если таковые изменяются по мере отработки карьера в глубину.
Требования постоянства качественного состава руды с минимальным экономическим ущербом также могут быть выдержаны изменением высоты уступов карьера.
Анализ зависимости скорости проходки траншей и скорости понижения добычных работ от высоты уступа
Углы откосов бортов траншей принимаются в зависимости от физико-механических свойств пород по «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий с открытым способом разработки».
Расчетные разрезы траншей по углу и их сечения в зависимости от высоты уступа для различных технологических схем проходки приведены в таблице 3.6.
Производительность погрузочного оборудования зависит от вида транспорта, соотношение емкости кузова и ковша, а также способа и схемы проходки траншей.
В общем виде сменная производительность экскаватора в траншейных условиях работы может составлять: время простоя экскаватора по организационным и технологическим причинам при фронтальной работе, отнесенное на один погруженный думпкар или самосвал, мин; дополнительное время простоя экскаватора в смену при работе в траншейных условиях, отнесенное на погруженный думпкар или самосвал, мин;
Дополнительное время простоя экскаватора при рассмотренных видах транспорта в зависимости от схемы проходки траншей. t п -время расцепки и проверки думпкара или части состава, мин; (принимается: один думпкар - 1 мин, 2-3 думпкара- 1,5 мин) т - время на проверку тормозов, мин; (принимается на состав 3 мин.) п - количество думпкаров в составе при погрузке одним экскаватором; rij - количество частей состава при погрузке спаренными экскаваторами; При погрузке спаренными экскаваторами число думпкаров, которое может быть поставлено одновременно под погрузку, находится из выражения: R ч.тах - максимальный радиус черпания экскаватора, м; R ртах - максимальный радиус разгрузки экскаватора, м; R4 - рабочий радиус черпания, м (R4 =0,8); к - расстояние от оси пути до нижней бровки траншеи; 1д - длина думпкара по сцепкам, м; Расположение оборудования по этой схеме проходки траншеи приведено на рисунке 3.2.
Погрузка производится при работе двух экскаваторов в один состав следует определять как сумму часовых производительностей, взятую с коэффициентом 0,85, учитывающим не полное совпадение порожних думпкаров при погрузке под каждым экскаватором.
При автомобильном транспорте f" меняется в зависимости от схемы подачи автосамосвала под погрузку и принимается: при однотупиковой подаче к экскаватору - 2 мин. При кольцевой подаче к экскаватору - 1,5 минут, при подаче двумя тупиками - 1 мин: Основные данные для расчета и сменные производительности экскаваторов в траншейных условиях для железнодорожного и автомобильного транспорта приведены в соответственно в таблице 3.7 и 3.8.
На основе полученных данных для типоразмеров горнотранспортного оборудования был рассчитан коэффициент использования производительности (Ки_„р_), который учитывает изменение сменной производительности экскаватора при проходке траншей по отношению к фронтальным условиям.
Как видно из таблицы 3.7 и 3.8, увеличение отношения емкости транспортных сосудов к емкости ковша экскаватора достигается лучшее использование погрузочного оборудования в траншейных условиях.
В основу расчета скорости проходки траншей положены площади сечения и сменные производительности экскаваторов в траншейных условиях При определении месячной производительности экскаваторов в траншейных условиях.
При определении месячной производительности экскаваторов принято 22 рабочих дня в 3 смены по 7 часов каждая. Результаты расчета в таблице 3.9.
Используя эти результаты можно получить графическую зависимость (3.4) скорости проходки траншей от высоты уступа.
График зависимости скорости проходки траншей от высоты уступа На основании анализа данных таблиц 3.7, 3.8, 3.9 и рисунка 3.3 можно сделать следующие выводы: 1. При увеличении высоты уступов в пределах с 10 до 20 м скорость проходки траншей уменьшается в обратнопропорциональной зависимости, которая может быть выражена: ю = 20,м/мес (3.43) "20+10 где: к коэффициент пропорциональности, который составляет: 0,8-0,9 - когда отыскивается скорость проходки траншеи при большей высоте уступа по отношению к известной. 1,1-1,25 - когда отыскивается скорость проходки траншеи от меньшей высоте уступа по отношению к известной. Значение к зависит от схем проходки траншей. 2. Для достижения высоких скоростей проходки съездных и разрезных траншей целесообразно при вскрытии и подготовке горизонта уступ разбивать на подуступы. 3. Независимо от вида горнотранспортного оборудования, занятого на основной деятельности, на проходке траншей, особенно при больших объемах траншейных работ (свыше 10-15% от общих) необходимо применять специальное оборудование - более мощные экскаваторы, а также большегрузные думпкары и автосамосвалы. 4. Для увеличения производительности экскаваторов, занятых на проходке траншей, отношение емкостей транспортных сосудов и ковшей экскаваторов должно быть максимально возможным. 5. В целях сокращения выемочных объемов и увеличения скоростей проходки необходимо осуществлять взрывание широкой полосой, а траншеи проходить узким забоем.
С целью сравнения с возможными скоростями проходки разрезных траншей в таблице 3.10 приводятся достигнутые скорости проходки по некоторым предприятиям черной и цветной металлургии и ширины траншеи по дну.
После установления влияния высоты уступа на скорость проходки траншей, а следовательно, на время подготовки горизонта к эксплуатации, можно установить влияние высоты уступов на скорость понижения добычных работ и соответственно на производительность карьера по руде.
Из формулы (3.7) явствует, что скорость понижения работ обратно пропорциональна высоте уступа. Это положение подтверждается и формулами (3.17, 3.18, 3.43), на основании которых можно сказать: чем больше время подготовки горизонта к эксплуатации, что соответствует большей высоте уступа, тем меньше скорость понижения горных, и, соответственно, добычных работ. із
Следовательно, и производительность карьера по руде непосредственно зависит от высоты уступов, причем зависимость обратнопропорциональна [101]. Иными словами, чем больше высота уступа, тем меньше возможная производительности карьера по руде. Поэтому при проектировании, в частности, при определении размера производительности карьера по полезному ископаемому, необходимое тщательно анализировать горно-геологические и горнотехнические условия разработки по всей предполагаемой глубине карьера с целью выявления зон, где потребуется изменение высоты уступа для обеспечения стабильности объема добычных работ.
Зависимость расчетных затрат на транспортирование 1 м3 горной массы от высоты уступа при железнодорожном и автомобильном транспорте
При производстве расчетов для получения достаточно полного представления о характере изменения расчетных транспортных затрат (Рисунок 4.2), рассмотрим различные масштабы производительности железорудных карьеров, характерные для автомобильного и железнодорожного видов карьерного транспорта. Для учета конкретных условий, влияющих на показатели работы транспорта, различные производительности карьеров рассмотрим применительно к действующим предприятиям, в том числе:
При автомобильном карьерном транспорте - Западный Каражал (с годовой производительностью по скальной горной массе 6,2 млн. т или 2,14 млн. м ). Белорецкий рудник (13,5 млн.т или 4,57 млн. м ) и Гаринский ГОК (30 млн. т или 10,36 млн. м );
При железнодорожном карьерном транспорте - Оленегорский ГОК (16,55 млн.т или 5,63 млн. м ), ЮГОК (37,9 млн т или 13,90 млн. м ) и Качарский ГОК (63,0 млн т или 22,42 млн. м ).
По указанным предприятиям произведены необходимые технологические расчеты (подсчитано количество оборудования, протяженность коммуникаций, штаты трудящихся, расход материалов, энергии, горючего и так далее) и определены расчетные затраты.
При производстве технических расчетов и определения затрат на единицу горной массы учитывались следующие положения: 1. Режим работы транспорта полностью соответствует режиму производства горных работ в течении года, суток, смены. При рассмотрении карьеров, использующих автомобильный транспорт, учитывалось, что каждая машина работает в 2 смены в сутки при трехсменном режиме работы карьерного транспорта в целом. 2. При определении количества транспортного оборудования расстояние перевозок от верхней точки рабочей зоны до борта карьера по поверхности и на поверхности от борта карьера до отвалов и фабрик принималось постоянным в пределах каждого вида транспорта.
Соблюдение данных условий позволило упростить расчеты и свести к минимуму влияния схемы взаиморасположения объектов предприятия (карьера, отвалов, фабрики) на характер изменения кривых расчетных транспортных затрат, оттенив влияние на указанные кривые высоты уступа в карьере.
При этом принятое в расчетах расстояние транспортирования горной массы от средневзвешенного горизонта в карьере до фабрики и отвалов при автомобильном транспорте не превышает известных величин - 3,5 - 4,5 км, а при железнодорожном транспорте составляет 7-8 км, что является характерным для карьеров черной металлургии, использующих железнодорожный транспорт. Соответственно сказанному глубина карьеров, с которой начинается рабочая зона, была принята равной: При автомобильном транспорте - 60 м, При железнодорожном транспорте - 140 м. Расчетный уклон автомобильных дорог принят равным 7 %о, а железнодорожных путей 35 %о; руководящие уклоны, учтённые при производстве тяговых расчетов, составляют соответственно 8 %о и 40 %о.
Расстояние транспортирования по поверхности равно при автотранспорте 1,5 км (в т.ч. 0,5 км по отвалу при перевозке вскрышных пород); при железнодорожном транспорте -2,5 км, (в том числе 1,0 км - по отвалу).
При определении расстояния транспортирования в карьере были использованы проекты и планы карьеров на год, соответствующие принятой производительности. При определении протяжения коммуникаций на поверхности использованы проектные показатели соответствующих предприятий.
Принятый в расчетах тип транспортного оборудования зависит, кроме прочих причин, от типа карьерного экскаватора (емкости ковша). Соотношение между емкостями ковша экскаватора и транспортных сосудов колеблется при автотранспорте в пределах от 1:5-1:9, при железнодорожном транспорте от 1:5 до 1:15. Принятые для расчетов типы транспортного оборудования указаны в таблице 4.7. Таблица 4.7 - Принятые для расчетов типы транспортного оборудования
Емкость ковша экскаватора, м Тип транспортного оборудования Примечание Прижелезнодорожномтранспорте При автомобильном транспорте 4,6 Думпкар карьерныйгрузоподъемность,80 т Автосамосвалгрузоподъемность 40т Тяга поездов осуществляетсядвумяэлектровозамипеременного токатипа Д-100 мсцепным весом 100 т
Думпкар карьерныйгрузоподъемность,80 т Автосамосвалгрузоподъемность 40т Продолжение таблицы 4. Емкость ковша экскаватора, м Тип транспортного оборудования Примечание
Прижелезнодорожномтранспорте При автомобильном транспорте 8 Думпкар карьерныйгрузоподъемность,80-100т Автосамосвалгрузоподъемность 60т на руководящемуклоне и 1электровоз - наостальных участках
Думпкар карьерныйгрузоподъемность,140-180т Тягач сполуприцепомгрузоподъемностью80-1 Ют 12,5 Думпкар карьерныйгрузоподъемность,140-180т Тягач сполуприцепомгрузоподъемностью80-1 Ют 15-20 Думпкар карьерныйгрузоподъемность,140-180т - 4. Скорости движения автомашин и поездов, величины задержек во времени на рейс, время разгрузки, коэффициент неравномерности использования сменного времени и т.п. приняты по «Нормам технологического проектирования горнорудных предприятий открытым способом разработки» »[53].
Время погрузки определялось по часовой производительности соответствующих экскаваторов.
При производстве тяговых расчетов и определении количества вагонов в составе, результат расчета не округлялся, для того, чтобы результирующая кривая транспортных затрат не имела ступенчатых скачков.
При разбивке рабочей зоны на уступы различной высоты, определении протяженности временных дорог и путей в забоях и других показателей кол-во уступов не округлялось Высота подъема руды из карьера меняется в зависимости от высоты уступа. Например, по Оленегорскому ГОКу при высоте уступа Юм подъем горной массы производится на высоту 198 м, а при высоте уступа 30 м - на 206 м, то есть с уменьшением высоты уступа уменьшается и средневзвешенная высота подъема груза. Указанное обстоятельство учитывалось при расчете расхода электроэнергии.