Курсовойпроект
Подисциплине:
“Подземнаяразработка рудных и нерудных месторождений”
Тема: «Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения»
Введение.
Норильскийгорнорудный район приурочен к северо-западной оконечности Сибирской платформы.Здесь выявлен целый ряд рудопроявлений и месторождений сульфидныхмедно-никелевых руд, ассоциирующихся с трапповыми интрузивами.
МесторожденияНорильского района – Норильское, Талнахское, Октябрьское и ряд других рудопроявлений,являются единой рудно-магматической системой.
В пределахрайона выделяются два типа рельефа: горный и равнинный. Горный рельефхарактеризует Норильское (на юге) и Хараерлахское (на севере) плато столообразныевозвышенности.
Талнахское иОктябрьское месторождения представлены сплошными сульфидными рудами,роговиками, аргиллитами, известняками, оливинсодержащими габбро-долеритами ипикритовыми габбро-долеритами.
Независимо отглубины залегания, месторождения относятся к угрожаемым по горным ударам, а сглубины 700 м. и ниже к опасным по горным ударам.
1.Промышленнаяоценка месторождения.
Используя данные по глубине залеганияместорождения, угла падения, мощности контуров рудного тела от лежачего бока квисячему, размера месторождения по падению строим разрез рудного тела.
1.1Горно-геологическая и экономическая характеристика рудного месторождения.
а) Определение длины месторождения попадению.
Определение длины месторожденияведется по формуле:
Вi = hi / Sin αi, м
Определим длину месторождения попадению между горизонтами 45 м. и -15 м.
В1 = h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6º= 574.01, м
Определим длину месторождения попадению между горизонтами -15 м. и -75 м.
В2 = h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7º= 492.33, м
Определим длину месторождения попадению между горизонтами -75 м. и -135 м.
В3 = h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8º= 431.12, м
Таким образом, длина месторождения попадению равна:
В = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12= 1497.46 м.
б) Определениебалансового запаса.
Расчетбалансовых запасов ведется по формуле:
Бi = L B mi γ, т
где L, B –соответственно размеры месторождения по простиранию и падению, м.,
m – мощностьместорождения, м., g — объемный вес руды, т/м3.Запасы руды в контуре 1:
Б1 =L B1 m1 γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95млн.т.
Запасы руды вконтуре 2:
Б2 =L B2 m2 γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.
Запасы руды вконтуре 3:
Б3 =L B3 m3 γ = 2000×431.12 ×14×2.9 = 35.01млн.т.
Таким образом,определяем балансовые запасы руды:
Б = Б1+Б2+Б3= 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн.т.
в) Определениесрока отработки месторождения.
Определениесрока отработки месторождения ведем по формуле:
Т = Б(1- n) /А(1- р) = 112.08 (1-0.35) / 1.5(1- 0.1) = 53.96 лет,
где Б –балансовые запасы руды, А=1.5 млн.т. – годовая производительность рудника (позаданию), n = 35% — проектные потери руды при разработке, р = 10% — оптимальныепотери руды при разубоживании.
г) Определениесреднего содержания металлов в балансовых запасах.
Определениесреднего содержания металлов в балансовых запасах ведется по формуле:
Сср.=(С1Б1+С2Б2+С3Б3)/ Б,
где Сi – содержаниеметалла по горизонтам (по заданию 4%,5% и 6% соответственно)
Сср.= (4×39.95 +5×37.12 +6×35.01) / 112.08 = 4.96%
д) Определениеколичества металла, содержащегося в месторождении.
Определимколичество металла, содержащегося в месторождении по формуле:
QM = 0.01 Сср.Б= 0.01×4.96×112.08 = 5.559 млн.т.
Определимколичество извлекаемого металла в год по формуле:
QMГ = 0.01 Сср.Бг= 0.01Сср.А(1 – р)/(1 – n) =
= 0.01×4.96×1.5(1-0.1)/(1- 0.35) = 0.103 млн.т.
е) Определениеценности руды.
Определимбалансовую ценность металла, содержащегося в 1 тонне руды:
Цб =0.01Сср.Ц = 0.01×4.96×700 = 34.72 р.,
где Ц = 700 р.– цена 1 тонны условного металла.
Определимваловую ценность металла с учетом потерь разубоживания, содержащегося в 1 тоннеруды:
Цв =0.01Сср.(1 – р)Ц = 0.01×4.96(1- 0.1)700 = 31.248 р.,
Определим извлекаемуюценность руды по формуле:
Ци = 0.01Сср.(1-р)ИоИмЦ, р.,
где Ио = 0.82-коэффициент извлечения металла из руды при обогащении
Им = 0.95-коэффициент извлечения металла из руды при металлургической переработке.
Ци = 0.01×4.96(1-0.1)0.82×0.95×700 = 24.34.р.
1.2 Расчетсебестоимости конечной продукции горного производства.
а) Определениесебестоимости 1 тонны концентрата.
Себестоимость 1 тонныконцентрата находим по формуле:
Qk = qр(Сд + Со), р.,
где qр = 1/бр = Ск / Сср.(1-р)Ио– количество балансовой руды, необходимое для получения 1 тонны концентрата, Ск= 40% — содержание металла в концентрате, бр – выход концентрата из1 тонны балансовой руды, Сд = 0.7 тыс.р.- себестоимость добычи 1тонны руды, Со = 70 тыс.р.- себестоимость обогащения 1 тонны руды.
qр = 40 / 5.19(1- 0.1)0.82 = 10,44 т.
Qk = 10,44(180 + 70) = 2610 тыс.р.
б) Определениесебестоимости 1 тонны металла.
Себестоимость 1 тонныметалла определяем по формуле:
Qм = (Сд + Со)q + qкСмп, р.,
где Смп = 200тыс.р.- себестоимость металлургической переработки концентрата, полученного из1 тонны руды, q = 1/б =1 / 0.01 Сср.(1-р)ИоИм– количество рудной массы, необходимое для получения 1 тонны металла, бр– выход металла из 1 тонны балансовой руды, qк = 100 / Ск × Им – необходимоеколичество концентрата для получения 1 тонны металла.
qк = 100 / Ск × Им = 100 /40×0.95 = 2.63 т.
q = 1 / 0.01×5.19(1- 0.1)0.82×0.95= 27,48 т.
Qм = (180 + 70) 27,48 + 2.63×200 = 7396 тыс.р.
в) Определениесебестоимости переработки 1 тонны руды в металл.Себестоимость переработки 1 тонны руды в металл определяем по формуле:
См = Сд+ Со + Смп бр, р.,
См = 180 + 70+ 200×1/10,44= 269,16 тыс.р.
г) Определениеминимального содержания металла в руде.
Минимальное содержаниеметалла в руде определяем по формуле:
Сmin = Смп / 0.01(1-р)ИоИмЦ,%
Сmin = 200 / 0.01 (1– 0.1) 0.82×0.95×20= 1.43%
д) Определение прибыли,получаемой из 1 тонны металла и прибыли от
металла, полученного из1 тонны руды.Прибыль,получаемую из 1 тонны металла, определяем по формуле:Пр= Ц – Qм = 20 – 7,396 = 12,604 млн.р. Прибыль отметалла, полученного из 1 тонны руды определяем по формуле:
Пр' = Ци– См = 728 – 269,16 = 458,84 тыс.р.
е) Проверка себестоимости1 тонны металла.
Qм = q ×См = 27,48×269,16 = 7396,52 тыс.р.
1.3 Расчетэкономического ущерба от потерь и разубоживания руды при разработкеместорождения.
а) Экономический ущерб,складывается из двух величин:
- недополученнаяприбыль от не извлеченного металла из потерянной руды;
- непроизводительныезатраты на разведку потерянной руды.
Эп = Цизв.– (Сб + Зр ),
где Сб = (Сд+ Со)1/Кк + бр Смп – себестоимостьдобычи и переработки 1 тонны балансовой руды,
Кк = 1 – р =0.9 – коэффициент качества руды,
Зр = 0.01Сср.Цρ – затраты на геологоразведочные работы,
ρ = 0.1 – долязатрат на геологоразведочные работы в цене металла, содержащегося в 1 тоннебалансовой руды,
Цизв. = 0.01Сср.(1-р)ИоИмЦ– ценность извлечения 1 тонны руды.
Цизв. = 0.01×5,19(1- 0.1)0.82×0.95×20 = 727,7 тыс.р.
Зр = 0.01×5,19×20×0.1= 103,8 тыс.р.
Сб = (180 +70)1/0.9 + 1/10,44´200 = 296,9 тыс.р.
Эп = Цизв.– (Сб + Зр ) = 727,7 – (296,9 + 103,8 )= 327 тыс.р.
Годовой экономический ущерб от потерь руды при разработке месторожденияопределяем по формуле:
Эпг = n А(1-р)Эп / 100(1- n), р.,
Эпг = 0.02×2,3(1-0.1)327 / 100(1- 0.02) = 138,1 млн.р.
б) Определениеэкономического ущерба от разубоживания.
Экономический ущерб от разубоживания складывается из двух величин:
- затраты на добычу разубоживающих пород, которая равна затратам на добычуруды по руднику.
- затраты на обогащение.
Количество разубоживающих пород приходящихся на 1 тонну балансовой руды:
Х = р / 1 – р = 0.1/1- 0.1 = 0.11
Экономический ущерб от разубоживания 1 тонны балансовой руды:
Эр = Х (Сд + Со) = 0.11(180+70) = 27,5тыс.р.
Годовой экономический ущерб от разубоживания:
Эрг = Вг (Сд + Со) = р×А(Сд+ Со) = 0,1/>2,3/>(180+70)= 57,5 млрд.р.
где Вг – количество разубоживающих пород в рудной массе,добываемой рудником за 1 год в тоннах.
в) Для полной оценки месторождения полезных ископаемых необходимо подсчитать:
— годовая производительность обогатительной фабрики:
Ао = А × бр = 2,3 × 1/10,44 = 220,3тыс.т.
— годовая производительность металлургического цеха:
Ам = А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тыс.т.
— годовая производительность закладочного комплекса:
Азг = А / γ = 2,3 / 4 = 575 тыс.т.
— суточная производительность закладочного комплекса:
Азс = Азк / Тзк = 575 / 305 = 1,89тыс.т./сут.
- сменнаяпроизводительность закладочного комплекса:
Азсм = Азс/ 3 = 1,89 / 3 = 630 т
Годовая прибыльгорно-металлургического комбината:
Прг = Бг/> Пр'= Б/Т />Пр1=70,73/33,5 />458,84 = 9,6/>1011 руб.
1.4 Показатели промышленной оценкиместорождения полезных ископаемых.
/>
Балансовыезапасы, Б 70,73млн.т.
Среднее содержание балансовыхзапасов, Сср 5,19%
Количество металла, содержащегося вместорождении, Qм 3,671 млн.т.
Количество извлекаемого ежегоднометалла, Qмг 109 тыс.т.
Балансовые запасы ежегодной добычируды, Бг 2,11
Балансовая ценность руды, Цб 1,038млн.р.
Валовая ценность руды, Цв 930тыс.р.
Извлекаемая ценность руды, Ци 727,7тыс.р.
Годовая производительность рудника, А 2,3 млн.т.
Срок отработки месторождения, Т 33,5лет
Экономический ущерб от потерь 1 т.балансовой руды, Эп 327 тыс.р.
Экономический ущерб отразубоживания 1 т.
балансовой руды, Эр 27.5 тыс.р.
Годовой экономическийущерб от потерь руды
при разработкеместорождения, Эпг 138,1 млн.р.
Годовой экономическийущерб от разубоживания руды при
разработкеместорождения, Эрг 57,5 млрд.р.
Себестоимость 1 т концентрата,Qк 2610 тыс.р.
Себестоимость 1 тметалла, Qм 7396 тыс.р.Себестоимостьдобычи 1 т. руды, Сд 180 тыс.р.
Себестоимость обогащения1 т. руды, Со 70 тыс.р.
Минимальное содержаниеметалла в руде, Сmin 1.43%
Годоваяпроизводительность обогатительной фабрики, Ао 220,3 тыс.т.
Годоваяпроизводительность металлургического цеха, Ам 92 тыс.т.Оптимальныепотери руды при разработке, n 2%Оптимальныепотери руды при разубоживании, р 10%
Годоваяпроизводительность закладочного комплекса, Азг 575 тыс.т.
Прибыль, получаемая из 1т. руды, Пр' 458,84 тыс.р.
Прибыль, получаемая из 1т. металла, Пр 12,604 млн.р.
Годовая прибыльгорно-металлургического комбината, Прг 960 млрд.р.
1.5 Расчет площади земельного отвода.
Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельногоотвода находим Вг — проекцию месторождения на горизонтальную плоскость(рис. на стр. 9):
Вг1 = В1Cosa1 =287.94 ´ Cos 10° = 283.57 м;
Вг2 = В2Cosa2 =359,26 ´ Cos 8° = 355,76 м;
Вг3 = В3Cosa3 =240,49 ´ Cos 12° = 235,23 м;
Вг = Вг1+ Вг2+ Вг3 =283.57+355,76+235,23 = 874,56 м,
где: В – размер месторождения по падению, м., a — угол залегания месторождения,град.
Определяем длины х1 и х2 :
х1 = Нн tg (90-d) = 1000´tg(90-75) = 267,9 м;
х2 = Нв tg (90-d) = 850´tg(90-75) = 227,8 м,
где: Нн, Нв – соответственно нижняя и верхняяграницы оруденения месторождения, м., d = 75°- угол зоны сдвижения горных пород.
Площадь земельного отвода:
S = (x1 + L + x2)´(x1+ Вг + x2) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) ´ (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м²,
где: L – размер месторождения по простиранию, м.
Вскрытие местоорждения.
2.1 Способвскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посрединелинии простирания вне зоны сдвижения пород.
Расчет длин вскрывающихквершлагов.
Lвск=Н / tg />; м
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –850 м Lвск1=850 / tg75 =227,8 м />
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –900 м. L900 = L850 + Вг1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –950 м. L950 = L900 + Вг2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –1010 м. L1010 = L950 + Вг3 = 867,06+235,23=1102,29
Длина скипового ствола.
Нсс = Нн+ 40 = 1000 + 40 = 1040 м.
Расчет параметровподготовительных выработок.
Горизонт – 900метров.
Панельная схемаотработки. Панель делится на блоки по 110 метров исходя из эффективностиэлектровозной откатки.
Длину откаточныхквершлагов принимаем равной: Lот.к-ш = Вг1= 283,5 м.
Длина откаточныхштреков: Lш1 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Схемавентилляционно-закладочного горизонта подобна схеме откаточного горизонта, нобез промежуточных квершлагов.
Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567= 2767 м.
Общий коэффициент линейнойподготовки для горизонта –900 метров:
Lл1 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б1 · 1000м = 7802 /12,67*1000 = 0,6
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –900 метров:
Lv1 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,2 м3/1000т
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Горизонт – 950метров.
Длину откаточныхквершлагов принимаем равной: Lот.к-ш = Вг2= 355,76 м.
Длина откаточных штреков:Lш2 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш2 + 10Lот. к-ш = 2200+3557,6=5757,6м
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш2+2Lот. к-ш = 2200+715,2=2915,2м
Общий коэффициентлинейной подготовки для горизонта –950 метров:
Lл2 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б2 · 1000м = 0,274 м /1000т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –950 метров:
Lv2 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б2 · 1000м = 3,66 м³/1000т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Горизонт – 1010метров.
Длину откаточныхквершлагов принимаем равной: Lот.к-ш = Вг3= 235,23м.
Длина откаточных штреков:Lш3 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш3 + 10Lот. к-ш =2200+2352,3= 4552,3м
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш3+2Lот. к-ш =2200+470,4=2670,46
Общий коэффициент линейнойподготовки для горизонта –1010 метров:
Lл3 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б3 · 1000м = 0,27 м /1000т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –1010 метров:
Lv3 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б3 · 1000м = 3,62 м³/1000т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчеткапитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальныезатраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс =Нсс ´ qсс = 1040 ´ 15 ´ />= 15,6 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв =2 />вск ´ qкв = 4961,3 ´ 1,5 ´ />= 7,442 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кк.руд. =Нобщ.к.р. ´ qк.р., руб.;
Нобщ.к.р.-общаявысота капитальных рудоспусков ;
Нобщ.к.р.=2*( Lк.р.г.-900+Lк.р.г.-950+Lк.р.г.-1010 ) м.
Где Lк.р.г.=hy1 + hy2+ Hз – длина капитального рудоспуска горизонта.
hy1=50м. hy2=60м. Hз= 30м.
Lк.р.г.-900= 50+60+30 = 140 м.
Lк.р.г.-950= 60+30 = 90 м.
Lк.р.г.-1010= Нз=30 м.
Нобщ.к.р.= 2/>(140+90+30) =520 м.
Кк.руд.=520/>1,2/>106=624 млн. руб./>
Общие капитальныезатраты:
Кобщ =/>К =15,6 +7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.
Удельныекапитальные затраты:
Куд = /> = />= 10,29 тыс.р/т
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
Ссс =0,01 Ксс = 0,01 ´ 15,6 ´ />= 156 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв =0,025 Ккв = 0,025 ´ 7442 ´/>= 186,05 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
nn=200 руб. – стоимость подъема 1 труды скипом .
Сп = />= />= 4.784млрд.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на электровозную откатку:
Сэ = />= />= 0.86 млрд.р.
Общиеэксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
Спв =Lобщ.отк ´ qкв = 15344.9 ´ 1,5 ´ />= 23.02 млрд.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
Сгпв =/>= 3.289млрд.р.
Общиеэксплуатационные затраты:
Собщ =Σ С = (156+186.05+4784)/>106+0.86/>109+3.289/>109=9.275 млрд.р.
Удельныеэксплуатационные затраты:
Су = /> = />= 4032.61 руб/т
Приведенныезатраты:
Пр = Су+ Ку ´ Е = 4032,61 + 10,29/>103 ´ 0,14 = 2005,2руб/т
где Е = 0,14 –коэффициент эффективности капитальных вложений.
2.2 Комбинированныйспособ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторожденияпосредине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклоннымстволом.
Угол наклонаконвейерного ствола:
φ = arctg /> = arctg /> = 5,8˚ ,
где: h = 100 м. – перепад высотконвейерного ствола,
Lгкс = Lвск3 + 0,5Вг3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. –горизонтальная составляющая длины конвейерного ствола
Длина конвейерногоствола:
Lкс = 984,7/ Cos 5,8 = 989,8 м.
Расчет длин вскрывающихквершлагов.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –900 м. Lвск1 = Lвск + Вт1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –950 м. Lвск2 = Lвск1 + Вг2 = 511,3 + 235,23 = 746,53м
Длина скипового ствола.
Нсс = 980 м.
Расчеттехнико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционныхквершлагов.
Горизонт – 900метров.
/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>/>Длину откаточных квершлагов принимаемравной: Lот. к-ш = Вг1 = 283.5 м.
Длина откаточныхштреков: Lш1 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта:
Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Общий коэффициентлинейной подготовки для горизонта –900 метров:
Lл1 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б1 · 1000м = 0,62 м /1000т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –900 метров:
Lv1 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,18 м³/1000т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечного сечениявыработок вентиляционного горизонта.
Горизонт – 950метров.
Длину откаточныхквершлагов принимаем равной: Lот.к-ш = Вг2= 355,76 м.
Длина откаточныхштреков: Lш2 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш2 + 10Lот. к-ш = 2200+3557,6 =5757,6
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш2+2Lот. к-ш = 2200+711,52=2911,5
Общий коэффициентлинейной подготовки для горизонта –950 метров:
Lл2 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б2 · 1000м = 0,274 м /1000т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –950 метров:
Lv2 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б2 · 1000м = 3,66 м³/1000т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Сечение конвейерногоствола:
Sкс = 12 м².
Расчеткапитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальныезатраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс =Нсс ´ qсс = 980 ´ 15 ´ />= 14,7 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво конвейерного ствола:
Ккс =Lкс ´ qкс = 989,8 ´ 2 ´ />= 1,98 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво дробильного комплекса:
Кдк =Vдк ´ qдк = 200 ´ 10³ ´ 1,5 ´ 2,5 ´ 10³ = 750 млн.р.
Капитальныезатраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв =2Σ Lвск ´ qкв = 2509,66 ´ 1,5 ´ />= 3,76 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кр/сп =Нр/сп ´ qр/сп = (160 + 60) ´ 1,2 ´ />= 264 млн.р.
Общие капитальныезатраты:
Кобщ =/>К = 14,7 +1,98 + 0,75 + 3,76 + 0,264 = 21,454 млрд.р.
Удельныекапитальные затраты:
Куд = /> = />= 9,3 тыс.р/т
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание конвейерного ствола:
Скс=0,025* Ккс= 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
Ссс =0,01 Ксс = 0,01 ´ 14,7 ´ />= 147 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв =0,025 Ккв = 0,025 ´ 3760 ´/>= 94 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на дробление руды:
Сдр =А ´nдр = 2,3 ´ />´ 80 = 184 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
Сп = />= />= 4,51 млрд.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на подъем руды конвейером:
Спк = />= />= 230 млн.р.
Стоимостьэлектровозной откатки по грузовым квершлагам гор. 900 и –950 м.:
Сэ.отк= ( nэ.отк/>кв ) /1000
Сэ.отк = (150/>* 2(511,3+746,53 ) / 1000 =868 млн.р.
Общиеэксплуатационные затраты:
Собщ =Σ С =0,0495+0,147+0,094+4,51+0,23+0,868+0,184=6,0825 млрд.р.
Удельныеэксплуатационные затраты: Су = /> = />= 2,64 тыс.р/ т
Приведенныезатраты:
Пр = Су+ Ку ´ Е = 2,64 + 9,3 ´ 0,14 = 3,942 тыс.р/ т
где Е = 0,14 –коэффициент эффективности капитальных вложений.
2.3 Способвскрытия вертикальным скиповым стволом, проийденным по месторождению составлением охранного целика.
Глубина скипового ствола:Нсс = 1040 м.
Глубина серединыместорождения: Нц = (850+1000)/2=925 м.
Ширина охранного целика:в = L1 + L2 = 315,3 +342,1 = 657,4 м.
L1=tg15 *(Hcc-50) + 50 =315.3 м.
L2=tg15* (Hcc+50)+ 50 =342.1 м.
Длина охранногоцелика: а = 2 L2 = 684,2 м.
Площадь целика: S = а´в = 684,2 ´ 657,4 = 449793,1 м².
Балансовый запас,оставляемый в целике:
Бц = Vц γ= 8231213,7´4 = 32,9 млн.т.
Vц= мср * S= 18,3 * 449793,1= 8231213,7 м3
Экономический ущерб оставляемыйот целика:
Эц = ЭпБц Кизв = 327000´32900000´0.98 = 10,5 трлн.р.
Экономический ущерб,отнесенный на 1 т. извлекаемых балансовых запасов:
∆ Ээц =Эц / (Б — Бц) = 10,5 ´ />/ (70,73 – 32,9) />= 277,6 тыс.р./т.
Расчет длин вскрывающихквершлагов.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –900 м. Lвск1 = L1 = 315,3м.
Длина вскрывающегоквершлага горизонта –1010 м. Lвск2 = Lвск1 + L2 = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.
Расчеттехнико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционныхквершлагов.
Горизонт – 900метров.
/>Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг1 = 283,5 м.
Длина откаточных штреков:Lш1 = L = 1100 м.
Общаяпротяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта:
Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Балансовые запасыгоризонта:
Общий коэффициентлинейной подготовки для горизонта –900 метров:
Lл1 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б1 · 1000м = 0.616 м /1000т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –900 метров:
Lv1 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,18 м³/1000т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Горизонт – 1010метров.
Расчёт длиноткаточных квершлагов :
Lотк кв = (L – Lвск2 ) / 2 = (1100 – 657,4 ) / 2 = 221,3м.
Общаяпротяженность вентиляционного горизонта:
Lобщ. вз= 2´ ( L1 + L2 ) + 2 /> L =2*657,4 + 2*1100=3514,8 м .
Общаяпротяженность откаточного горизонта:
Lобщ. отк= 6 />221,3 + 4/>(315,3+342,1)=3957,4 м.
Балансовые запасыгоризонта:
Б2' = Б — Бц= 70,73 – 32,9 = 37,83 млн. т
Общий коэффициентлинейной подготовки для горизонта –1010 метров:
Lл2 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б2'· 1000м= 0,2м /т
Общий удельный объемподготовительных выработок для горизонта –1010 метров:
Lv2 = (Lобщ.от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б2 '· 1000м = 2,6 м³/т,
где Sот. = 14 м² — площадь поперечногосечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² — площадь поперечногосечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчеткапитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальныезатраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс =Нсс ´ qсс = 1040 ´ 15 ´ />= 15,6 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв =2Σ Lвск ´ qкв = 1945,4 ´ 1,5 ´ />= 2,92 млрд.р.
Капитальныезатраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кр/сп =Нр/сп ´ qр/сп = (220 + 60) ´ 1,2 ´ />= 336 млн.р.
Общие капитальныезатраты:
Кобщ =/>К = 15,6 +2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.
Удельныекапитальные затраты:
Куд = /> = />= 8,2 тыс.р/т
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
Ссс =0,01 Ксс = 0,01 ´ 15,6 ´ />= 156 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв =0,025 Ккв = 0,025 ´ 2920 ´/>= 73 млн.р.
Годовыеэксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
Сп = />= />= 4,78 млрд.р.
Общиеэксплуатационные затраты на электровозную откатку:
Сэ.отк= (nэ отк*А*2*/>Lотк кв) / 1000
Сэ.отк=(150*2,3/>106*504,8)/ 1000 = 174,2 млн.р.
Общиеэксплуатационные затраты:
Собщ =Σ С = Ссс+Спод+Скв+Сэ.отк+Эц.
Собщ =0,156+4,78+0,073+0,1742+10500= 10,51 трлн.р.
Удельныеэксплуатационные затраты: Су = /> = />= 4,57 млн.р/ т
Приведенныезатраты:
Пр = Су+ Ку ´ Е + ∆Ээц =4,57 + 0,0082 ´ 0,14 + 0,2776 =4,84 млн/ т
где Е = 0,14 –коэффициент эффективности капитальных вложений.
Капитальные игодовые эксплуатационные затраты.
1. Проведениескипового ствола 15,6 14,7 15,6
2. Проведениеконвейерного ствола - 1,98 -
3. Проведениевскрывающих квершлагов 7,442 3,76 2,92
4. Проведениекапитальных рудоспусков 0,624 0,2640,333
5. Строительстводробильной камеры -0,75 -
6. Общиекапитальные затраты 23,66621,45418,856
7. Удельныекапитальные затраты, р/т 10290 93008200
Годовыеэксплуатационные затраты
1. Поддержаниескипового ствола 0,156 0,147 0,156
2. Поддержаниеквершлагов 0,1861 0,094 0,073
3. Подъемруды скипами 4,784 4,51 4,78
4. Подъемруды конвейером - 0,23
5. Дроблениеруды - 0,184
6. Электровознаяоткатка 0,86 0,868 0,174
7. Общиегодовые эксплуатационные затраты 9,275 6,033 10510
8. Уд.годовые эксплуатационные затраты, р/т 10290 9300 8200
9. Эк. ущербот оставления руды в охранном
целике,отнесенный к 1 т. балансовой руды, - - 10500
10. Приведенныезатарты, р/т 2005,2 3942 4,84/>106
По приведеннымзатратам выбираем 1 способ:
Выбор скиповогоствола
Сечение скиповогоствода:
Sсс =23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 ´ 2,3 = 31,7 м²
Диаметр скиповогоствола: D = 2/>= 2 />= 6,4 м.
Часоваяпроизводительность подъемной установки:
Qчас= (А ´с) / (N ´ n) = (2,3 ´ />´ 1,5) / (305 ´ 12) = 942,6 т/ч
где: с = 1,5 –коэффициент неравномерности работы подъемной установки;
N – количестворабочих дней в году;
n – часы работы подъема в сутки.
Наивыгоднейшийгруз, поднимаемый за 1 раз в кг.:
Q г =Qчас/>= 942,6 />= 33780 кг.
где: Qчас — часовая производительность подъемной установки;
Н = 1040 м –глубина подъема;
t п =12 – 16 с. – время пауз.
Полезная емкостьскипа:
W = Q г/ γн = 33,78 / 4 = 8,4 м³
где: Q г — Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз;
γн– насыпной вес руды, т/м³
Выбираем скип 2СН 11-2, емкостью 11 м³, размером 1680´1740, грузоподъемностью 25 т.
Расчетное числоподъемов в час:
nч = Qчас / Q г = 942,6 / 33,78 = 28 раза.
Время подъема:
Тп =3600 / nч = 3600 / 28 = 128,6 с.
Средняя скоростьподъема:
Vср =Н / Тп = 1040 / 128,6 = 8,1 м/с
Максимальнодопустимая правилами ЕПБ скорость подъма скипа:
Vмах =0,8/>= 25,8м/с.
3.Планирование строительствапервой очереди рудника.
/>
Наименование объем, норма продолжительность
1. Скиповойствол 1040 50 м/мес 21
2. Клетьевойствол 1020 50 м/мес 21
3. Вентиляционныйствол 1 900 50 м/мес 18
4. Вентиляционныйствол 2 950 50 м/мес 19
5. Околоствольныйдвор ? 6225 350 м³/мес 18
6. Кап.вент.штрекг.900м. 1100 60 м/мес 18
7. Кап.вент.штрекг.950м. 1100 60 м/мес 18
8. Кап.вент.штрекг.1010м. 1100 60 м/мес 18
9. Вскрыв.квершлаги г.900 511,3 60 м/мес 9
10. Вскрыв.квершлаги г.950 867,06 60 м/мес 14
11. Вскрыв.квершлаги г.1010 1102,29 60 м/мес 18
12. Вент.горизонт 900 м. 2767 60 м/мес 46
13. Вент.горизонт 950 м. 2915 60 м/мес 49
14. Вентгоризонт 1010 м. 2670,46 60 м/мес 44
15. Откаточныйгор.900 м 5035 60 м/мес 84
16. Откаточныйгор.950 м 5757,6 60 м/мес 96
17. Откаточныйгор.1010 м 4552 60 м/мес 76
18. Капитальныерудоспуски 260 50 м/мес 5
ВСЕГО: 592
Числопроходческих бригад:
Nбр =Т' / Т'' = 592 / 84 = 7 бригад
где: Т' – времястроительства одним забоем
Т'' = 84 мес.–время строительства первой очереди (7 лет)
Распределениекапитальных затрат.
Наименование Стоимость Распределение затрат по годам
Поверхностныйкомплекс 0,0137 0,0137 3,7
Скиповойствол 15,6 3 4 4 4,6
Клетьевойствол 15,6 3 4 4 4,6
Вентиляционный ствол1 9,75 2,4 2,4 2,4 2,55
Вентиляционный ствол2 10,5 2,6 2,6 2,6 2,7
Околоствольныйдвор 1,25 1,25
Кап.вент.штрекг.900м. 1,73 1,3 0,43
Кап.вент.штрекг.950м. 1,73 1 0,73
Кап.вент.штрекг.1010м. 1,73 0,73 1
Вскрыв. квершлагиг.900 1,5 1,5
Вскрыв. квершлагиг. 950 2,6 2,6
Вскрыв. квершлагиг. 1010 3,31 3,31
Вент. горизонт900 м. 4,15 2 2,15
Вент. горизонт950 м. 4,37 2,1 2,27
Вент горизонт1010 м. 4,01 2 2,01
Откаточныйгор.900 7,55 2,5 2,5 2,55
Откаточныйгор.950 8,6 2,7 2,7 3,2
Откаточныйгор.1010 6,83 2,2 2,2 2,43
Капитальныерудоспуски 0,6 0,6
ВСЕГО 101,42 12,26 13 13 14,45 23,94 15,99 8,78
Библиографическийсписок:
1. Х. Х.Кожиев, А. А. Янишевский ТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Норильск1995
2. М. И.Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярский РАЗРАБОТКА РУДНЫХ И НЕРУДНЫХМЕСТОРОЖДЕНИЙ, Москва “Недра”, 1983
3. СПРАВОЧНИКПО ГОРНОМУ ДЕЛУ Москва, “Недра”, 1983
4. В. Р.Иминитов ПРОЦЕССЫ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Москва, “Недра”, 1984
5. В. М.Рогинский ТЕХНОЛОГИЯ, ЭКОНОМИКА И УПРАВЛЕНИЕ СТРОИТЕЛЬСТВОМ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ Москва, “Недра”, 1984
6. И. Д.Насонов, В. А. Федюкин, М. Н. Шуплик ТЕХНОЛОГИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ПОДЗЕМНЫХСООРУЖЕНИЙ, Ч 1: Строительство вертикальных выработок Москва, “Недра”, 1983