Схема разделения запасов и добытой горной массы Валовую ценность 1 т руды (руб.) определяют по формуле Цв = Цм*С/100, где Цм,— оптовая иена 1 т металла, руб.; с — содержание металла в руде, %• Извлекаемую ценность 1 т руды (руб.) определяют по формуле Ци = Цм*С*Ки /100 где Ки— коэффициент извлечения полезных компонентов в процессе переработки руды. Прямой метод, основанный на непосредственных измерениях величины потерь по видам в процессе (или после) их образования П = П1 + П2+ ... +Пп, где П1 П2, ..., Пn — величина потерь соответственно по видам. Косвенный метод, основанный на определении потерь расчетным путем,— по разности между величиной погашенных балансовых запасов Б(з) и количеством извлеченного (фактически добытого) полезного ископаемого Б(и) П — Б —Би. Коэффициент потерь при добыче принято выражать отношением количества потерянных балансовых запасов П к количеству погашенных Б Кп = П/Б. коэффициент извлечения полезного ископаемого Ки = 1 — kп = 1— П/Б = (Б— П)/Б. Если обозначить количество извлеченных из недр балансовых запасов Б — П через Би, то Ки = Би / Б. Коэффициент извлечения из недр полезных компонентов можно выразить формулой Kн = Да/ Бс, где Д — количество добытого из недр полезного ископаемого (включая примешанные при добыче забалансовые запасы и пустую породу). Разубоживание принято выражать как отношение количества примешанной породы В к общему количеству добытой рудной массы Д Коэффициент разубоживания Р = В/Д • Иногда такое выражение называют коэффициентом засорения. Поэтому величину разубоживания следует выражать через снижение содержания полезного компонента в добытой руде (рудной массе) по сравнению с содержанием в балансовых запасах. Тогда коэффициент разубоживания Р = (с—а)/ с, где с и а — содержание полезного компонента соответственно в извлеченных балансовых запасах и добытой руде. • Коэффициент разубоживания Р=(с—а)/с часто называют коэффициентом потерь качества руды. • Показатель kK = a/c в методике, утвержденной Росгортех надзором РФ, называется коэффициентом изменения качества МАРКШЕЙДЕРСКИЙ КОНТРОЛЬ ОПЕРАТИВНОГО УЧЕТА ДОБЫЧИ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ Объем выемки полезного ископаемого в подземных выработках может быть получен: а) умножением площади выемки на среднюю полезную вынимаемую мощность пласта или слоя (например, при разработке угольных пластов длинными столбами и сплошной системой) ; б) умножением длины выработки на площадь обнажения залежи в плоскости забоя (при замерах добычи из подготовительных выработок и камер); в) методом вертикальных или горизонтальных сечений (при выемке камерами значительной высоты и на открытых разработках) . Оперативный учет контролируется ежемесячными замерами остатков полезного ископаемого на складах. В этом случае вес Q добытого за отчетный период полезного ископаемого определяется из соотношения Q=Q1- Q2 + Q3, где Q1 — вес полезного ископаемого, отправленного по данным бухгалтерского учета потребителям (в том числе израсходованного на собственные нужды шахты), т; Q2, Q3—остатки полезного ископаемого на складах, дозировочных площадках, в бункерах, а также в вагонах, погруженных, но не проведенных по расходу, соответственно на начало и конец отчетного периода (месяца), т. При отгрузке из штабелей ПИ на обогащению, следует в подсчитанные запасы в штабелях вводить соответствующую поправку. где ∆Q — поправка к весу угля в штабеле за счет пород отборки при отгрузке, т; Q—количество угля на складе; с1 — количество породы, отобранной при определении объемного веса угля, %; с2 — количество породы, отбираемой при отгрузке угля, %; а — среднее содержание видимой породы в угле при определении среднего веса вагонеток, %; b — допустимый процент содержания видимой породы в товарном угле, предусмотренный стандартом по качеству.