Курсовая работа: Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения

🛑 👉🏻👉🏻👉🏻 ИНФОРМАЦИЯ ДОСТУПНА ЗДЕСЬ ЖМИТЕ 👈🏻👈🏻👈🏻

“Подземная разработка рудных и нерудных месторождений”

Тема: « Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения»

Норильский горнорудный район приурочен к северо-западной оконечности Сибирской платформы. Здесь выявлен целый ряд рудопроявлений и месторождений сульфидных медно-никелевых руд, ассоциирующихся с трапповыми интрузивами.
Месторождения Норильского района – Норильское, Талнахское, Октябрьское и ряд других рудопроявлений, являются единой рудно-магматической системой.
В пределах района выделяются два типа рельефа: горный и равнинный. Горный рельеф характеризует Норильское (на юге) и Хараерлахское (на севере) плато столообразные возвышенности.
Талнахское и Октябрьское месторождения представлены сплошными сульфидными рудами, роговиками, аргиллитами, известняками, оливинсодержащими габбро-долеритами и пикритовыми габбро-долеритами.
Независимо от глубины залегания, месторождения относятся к угрожаемым по горным ударам, а с глубины 700 м. и ниже к опасным по горным ударам.
1. Промышленная
оценка месторождения.

Используя данные по глубине залегания месторождения, угла падения, мощности контуров рудного тела от лежачего бока к висячему, размера месторождения по падению строим разрез рудного тела.
1.1 Горно-геологическая и экономическая характеристика рудного месторождения.

а) Определение длины месторождения по падению.
Определение длины месторождения ведется по формуле:
Определим длину месторождения по падению между горизонтами 45 м. и -15 м.
В1 = h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6º = 574.01 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -15 м. и -75 м.
В2 = h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7º = 492.33 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -75 м. и -135 м.
В3 = h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8º = 431.12 , м
Таким образом, длина месторождения по падению равна:
В = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12 = 1497.46 м.
Расчет балансовых запасов ведется по формуле:
где L, B – соответственно размеры месторождения по простиранию и падению, м.,
m – мощность месторождения, м., g - объемный вес руды, т/м 3
. Запасы руды в контуре 1:
Б 1
= LB 1
m 1
γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95 млн.т.
Б 2
= LB 2
m 2
γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.
Б 3
= LB 3
m 3
γ = 2000×431.12 ×14×2.9 = 35.01 млн.т.
Таким образом, определяем балансовые запасы руды:
Б = Б 1
+Б 2
+Б 3
= 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн.т.
в) Определение срока отработки месторождения.
Определение срока 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 (по заданию), n = 35% - проектные потери руды при разработке, р = 10% - оптимальные потери руды при разубоживании.
г) Определение среднего содержания металлов в балансовых запасах.
Определение среднего содержания металлов в балансовых запасах ведется по формуле:
С ср.
= (С 1
Б 1
+С 2
Б 2
+С 3
Б 3
) / Б ,
где С i
– содержание металла по горизонтам (по заданию 4%,5% и 6% соответственно)
С ср.
= (4×39.95 +5×37.12 +6×35.01) / 112.08 = 4.96%
д) Определение количества металла, содержащегося в месторождении.
Определим количество металла, содержащегося в месторождении по формуле:
Q M
= 0.01 С ср.
Б = 0.01×4.96×112.08 = 5.559 млн.т.
Определим количество извлекаемого металла в год по формуле:
Q M
Г
= 0.01 С ср.
Б г
= 0.01С ср.
А(1 – р)/(1 – n) =
= 0.01×4.96×1.5(1- 0.1)/(1- 0.35) = 0.103 млн.т.
Определим балансовую ценность металла, содержащегося в 1 тонне руды:
Ц б
= 0.01С ср.
Ц = 0.01×4.96×700 = 34.72 р.,
где Ц = 700 р. – цена 1 тонны условного металла.
Определим валовую ценность металла с учетом потерь разубоживания, содержащегося в 1 тонне руды:
Ц в
= 0.01С ср.
(1 – р)Ц = 0.01×4.96(1- 0.1)700 = 31.248 р.,
Определим извлекаемую ценность руды по формуле:
Ц и
= 0.01С ср.
(1-р)И о
И м
Ц , р.,
где И о
= 0.82- коэффициент извлечения металла из руды при обогащении
И м
= 0.95- коэффициент извлечения металла из руды при металлургической переработке.
Ц и
= 0.01×4.96(1- 0.1)0.82×0.95×700 = 24.34.р.
1.2
Расчет себестоимости конечной продукции горного производства.

а) Определение себестоимости 1 тонны концентрата.
Себестоимость 1 тонны концентрата находим по формуле:
где q р
= 1/б р
= С к
/ С ср.
(1-р)И о
– количество балансовой руды, необходимое для получения 1 тонны концентрата, С к
= 40% - содержание металла в концентрате, б р
– выход концентрата из 1 тонны балансовой руды, С д
= 0.7 тыс.р.- себестоимость добычи 1 тонны руды, С о
= 70 тыс.р.- себестоимость обогащения 1 тонны руды.
q р
= 40 / 5.19(1- 0.1)0.82 = 10,44 т.
Q k
= 10,44(180 + 70) = 2610 тыс.р.
б) Определение себестоимости 1 тонны металла.
Себестоимость 1 тонны металла определяем по формуле:
Q м
= (С д
+ С о
)q + q к
С мп
, р.,
где С мп
= 200 тыс.р.- себестоимость металлургической переработки концентрата, полученного из 1 тонны руды, q = 1/б =1 / 0.01 С ср.
(1-р)И о
И м
– количество рудной массы, необходимое для получения 1 тонны металла, б р
– выход металла из 1 тонны балансовой руды, q к
= 100 / С к
× И м
– необходимое количество концентрата для получения 1 тонны металла.
q к
= 100 / С к
× И м
= 100 / 40×0.95 = 2.63 т.
q = 1 / 0.01×5.19(1- 0.1)0.82×0.95 = 27,48 т.
Q м
= (180 + 70) 27,48 + 2.63×200 = 7396 тыс.р.
в) Определение себестоимости переработки 1 тонны руды в металл.
С м
= 180 + 70 + 200×1/10,44= 269,16 тыс.р.
г) Определение минимального содержания металла в руде.
Минимальное содержание металла в руде определяем по формуле:
С min
= С мп
/ 0.01(1-р)И о
И м
Ц, %
С min
= 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 из 1 тонны руды.
П р
' = Ц и
– С м
= 728 – 269,16 = 458,84 тыс.р.
е) Проверка себестоимости 1 тонны металла.
Q м
= q × С м
= 27,48×269,16 = 7396,52 тыс.р.
1.3
Расчет экономического ущерба от потерь и разубоживания руды при разработке месторождения.

а) Экономический ущерб, складывается из двух величин:
- недополученная прибыль от не извлеченного металла из потерянной руды;
- непроизводительные затраты на разведку потерянной руды.
где С б
= (С д
+ С о
)1/К к
+ б р
С мп
– себестоимость добычи и переработки 1 тонны балансовой руды,
К к
= 1 – р = 0.9 – коэффициент качества руды,
З р
= 0.01С ср.
Ц ρ – затраты на геологоразведочные работы,
ρ = 0.1 – доля затрат на геологоразведочные работы в цене металла, содержащегося в 1 тонне балансовой руды,
Ц изв.
= 0.01С ср.
(1-р)И о
И м
Ц – ценность извлечения 1 тонны руды.
Ц изв.
= 0.01×5,19 (1- 0.1)0.82×0.95×20 = 727,7 тыс.р.
З р
= 0.01×5,19×20×0.1 = 103,8 тыс.р.
С б
= (180 + 70)1/0.9 + 1/10,44´200 = 296,9 тыс.р.
Э п
= Ц изв.
– (С б
+ З р
) = 727,7 – (296,9 + 103,8 )= 327 тыс.р.
Годовой экономический ущерб от потерь руды при разработке месторождения определяем по формуле:
Э пг
= n А (1-р)Э п
/ 100(1- n), р.,
Э пг
= 0.02×2,3(1- 0.1)327 / 100(1- 0.02) = 138,1 млн.р.
б) Определение экономического ущерба от разубоживания.
Экономический ущерб от разубоживания складывается из двух величин:
- затраты на добычу разубоживающих пород, которая равна затратам на добычу руды по руднику.
Количество разубоживающих пород приходящихся на 1 тонну балансовой руды:
Экономический ущерб от разубоживания 1 тонны балансовой руды:
Э р
= Х (С д
+ С о
) = 0.11(180+70) = 27,5 тыс.р.
Годовой экономический ущерб от разубоживания:
Э рг
= В г
(С д
+ С о
) = р×А(С д
+ С о
) = 0,1 2,3 (180+70)= 57,5 млрд.р.
где В г
– 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:
А о
= А × б р
= 2,3 × 1/10,44 = 220,3 тыс.т.
- годовая производительность металлургического цеха:
А м
= А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тыс.т.
- годовая производительность закладочного комплекса:
А зг
= А / γ = 2,3 / 4 = 575 тыс.т.
- суточная производительность закладочного комплекса:
А зс
= А зк
/ Т зк
= 575 / 305 = 1,89 тыс.т./сут.
- сменная производительность закладочного комплекса:
А зсм
= А зс
/ 3 = 1,89 / 3 = 630 т
Годовая прибыль горно-металлургического комбината:
П рг
= Б г
П р
' = Б/Т П р
1
=70,73/33,5 458,84 = 9,6 10 11
руб.
1.4
Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.

Среднее содержание балансовых запасов, С ср
5,19%
Количество металла, содержащегося в месторождении, Q м
3,671 млн.т.
Количество извлекаемого ежегодно металла, Q мг
109 тыс.т.
Балансовые запасы ежегодной добычи руды, Б г
2,11
Балансовая ценность руды, Ц б
1,038 млн.р.
Валовая ценность руды, Ц в
930тыс.р.
Извлекаемая ценность руды, Ц и
727,7тыс.р.
Годовая производительность рудника, А 2,3 млн.т.
Срок отработки месторождения, Т 33,5 лет
Экономический ущерб от потерь 1 т. балансовой руды, Э п
327 тыс.р.
Экономический ущерб от разубоживания 1 т.
Годовой экономический ущерб от потерь руды
при разработке месторождения, Э пг
138,1 млн.р.
Годовой экономический ущерб от разубоживания руды при
разработке месторождения, Э рг
57,5 млрд.р.
Себестоимость 1 т концентрата, Q к
2610 тыс.р.
Себестоимость 1 т металла, Q м
7396 тыс.р.
Себестоимость обогащения 1 т. руды, С о
70 тыс.р.
Минимальное содержание металла в руде, С min
1.43%
Годовая производительность обогатительной фабрики, А о
220,3 тыс.т.
Годовая производительность металлургического цеха, А м
92 тыс.т.
Годовая производительность закладочного комплекса, А зг
575 тыс.т.
Прибыль, получаемая из 1 т. руды, П р
' 458,84 тыс.р.
Прибыль, получаемая из 1 т. металла, П р
12,604 млн.р.
Годовая прибыль горно-металлургического комбината, П рг
960 млрд.р.
1.5 Расчет площади земельного отвода.

Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельного отвода находим В г
- проекцию месторождения на горизонтальную плоскость (рис. на стр. 9):
В г1
= В 1
Cosa 1
= 287.94 ´Cos 10° = 283.57 м;
В г2
= В 2
Cosa 2
= 359,26 ´Cos 8° = 355,76 м;
В г3
= В 3
Cosa 3
= 240,49 ´Cos 12° = 235,23 м;
В г
= В г1
+ В г2
+ В г3
= 283.57+355,76+235,23 = 874,56 м,
где: В – размер месторождения по падению, м., a - угол залегания месторождения, град.
х 1
= Н н
tg (90-d) = 1000´tg (90-75) = 267,9 м;
х 2
= Н в
tg (90-d) = 850´tg (90-75) = 227,8 м,
где: Н н
, Н в
– соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., d = 75°- угол зоны сдвижения горных пород.
S = (x 1
+ L + x 2
)´(x 1
+ В г
+ x 2
) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) ´ (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м² ,
где: L – размер месторождения по простиранию, м.
2.1
Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород.

Расчет длин вскрывающих квершлагов.
Длина вскрывающего квершлага горизонта ­–850 м L вск1
=850 / tg75 =227,8 м
Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L 900
= L 850
+ В г1
= 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L 950
= L 900
+ В г2
= 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L 1010
= L 950
+ В г3
= 867,06+235,23=1102,29
Н сс
= Н н
+ 40 = 1000 + 40 = 1040 м.
Расчет параметров подготовительных выработок.
Панельная схема отработки. Панель делится на блоки по 110 метров исходя из эффективности электровозной откатки.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г1
= 283,5 м.
Длина откаточных штреков: L ш1
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш1
+ 10L от. к-ш
= 2200 + 2835 = 5035 м.
Схема вентилляционно-закладочного горизонта подобна схеме откаточного горизонта, но без промежуточных квершлагов.
L общ. вз.
= 2L ш1
+ 2L от. к-ш
= 2200 + 567= 2767 м.
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:
L л1
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 1
· 1000м = 7802 / 12,67*1000 = 0,6
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:
L v
1
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 1
· 1000м = 8,2 м 3
/ 1000т

где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г2
= 355,76 м.
Длина откаточных штреков: L ш2
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш2
+ 10L от. к-ш
= 2200+3557,6=5757,6м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: L общ. вз
= 2L ш2
+2L от. к-ш
= 2200+715,2=2915,2м
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –950 метров:
L л2
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 2
· 1000м = 0,274 м / 1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:
L v
2
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 2
· 1000м = 3,66 м³/ 1000т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г3
= 235,23м.
Длина откаточных штреков: L ш3
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш3
+ 10L от. к-ш
=2200+2352,3= 4552,3м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: L общ. вз
= 2L ш3
+2L от. к-ш
=2200+470,4=2670,46
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –1010 метров:
L л3
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 3
· 1000м = 0,27 м / 1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:
L v
3
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 3
· 1000м = 3,62 м³/ 1000т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
К сс
= Н сс
´ q сс
= 1040 ´ 15 ´ = 15,6 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
К кв
= 2 вск
´ q кв
= 4961,3 ´ 1,5 ´ = 7,442 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
К к.руд.
= Н общ.к.р.
´ q к.р.
, руб.;
Н общ.к.р.
-общая высота капитальных рудоспусков ;
Н общ.к.р.
=2*( L к.р.г.-900
+L к.р.г.-950
+L к.р.г.-1010
) м.
Где L к.р.г.
=h y
1
+ h y
2
+ H з
– длина капитального рудоспуска горизонта.
Н общ.к.р.
= 2 (140+90+30) = 520 м.
К к.руд.
=520 1,2 10 6
= 624 млн. руб.
К общ
= К =15,6 + 7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
С сс
= 0,01 К сс
= 0,01 ´ 15,6 ´ = 156 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
С кв
= 0,025 К кв
= 0,025 ´ 7442 ´ = 186,05 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
n n
=200 руб. – стоимость подъема 1 т руды скипом .
Годовые эксплуатационные затраты на электровозную откатку:
Общие эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
С пв
= L общ.отк
´ q кв
= 15344.9 ´ 1,5 ´ = 23.02 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
С общ
= Σ С = (156+186.05+4784) 10 6
+0.86 10 9
+3.289 10 9
= 9.275 млрд.р.
П р
= С у
+ К у
´ Е = 4032,61 + 10,29 10 3
´ 0,14 = 2005,2 руб/т

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.
2.2
Комбинированный способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом.

где: h = 100 м. – перепад высот конвейерного ствола,
L гкс
= L вск3
+ 0,5В г3
= 867,06 + 117,615 = 984,7 м. – горизонтальная составляющая длины конвейерного ствола
Расчет длин вскрывающих квершлагов.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L вск1
= L вск
+ В т1
= 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L вск2
= L вск1
+ В г2
= 511,3 + 235,23 = 746,53м
Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г1
= 283.5 м.
Длина откаточных штреков: L ш1
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш1
+ 10L от. к-ш
= 2200 + 2835 = 5035 м.
Общая протяженность вентиляционного горизонта:
L общ. вз.
= 2L ш1
+ 2L от. к-ш
= 2200 + 567 = 2767 м.
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:
L л1
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 1
· 1000м = 0,62 м / 1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:
L v
1
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 1
· 1000м = 8,18 м³/ 1000т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г2
= 355,76 м.
Длина откаточных штреков: L ш2
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш2
+ 10L от. к-ш
= 2200+3557,6 =5757,6
Общая протяженность вентиляционного горизонта: L общ. вз
= 2L ш2
+2L от. к-ш
= 2200+711,52=2911,5
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –950 метров:
L л2
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 2
· 1000м = 0,274 м / 1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:
L v
2
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 2
· 1000м = 3,66 м³/ 1000т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
К сс
= Н сс
´ q сс
= 980 ´ 15 ´ = 14,7 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво конвейерного ствола:
К кс
= L кс
´ q кс
= 989,8 ´ 2 ´ = 1,98 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво дробильного комплекса:
К дк
= V дк
´ q дк
= 200 ´ 10³ ´ 1,5 ´ 2,5 ´ 10³ = 750 млн.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
К кв
= 2Σ L вск
´ q кв
= 2509,66 ´ 1,5 ´ = 3,76 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
К р/сп
= Н р/сп
´ q р/сп
= (160 + 60) ´ 1,2 ´ = 264 млн.р.
К общ
= К = 14,7 + 1,98 + 0,75 + 3,76 + 0,264 = 21,454 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание конвейерного ствола:
С кс
=0,025 * К кс
= 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
С сс
= 0,01 К сс
= 0,01 ´ 14,7 ´ = 147 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
С кв
= 0,025 К кв
= 0,025 ´ 3760 ´ = 94 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на дробление руды:
С др
= А ´ n др
= 2,3 ´ ´ 80 = 184 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды конвейером:
Стоимость электровозной откатки по грузовым квершлагам гор. 900 и –950 м.:
С э.отк
= (150 * 2 (511,3+746,53 ) / 1000 =868 млн.р.
С общ
= Σ С =0,0495+0,147+0,094+4,51+0,23+0,868+0,184=6,0825 млрд.р.
Удельные эксплуатационные затраты: С у
= = = 2,64 тыс.р/ т

П р
= С у
+ К у
´ Е = 2,64 + 9,3 ´ 0,14 = 3,942 тыс.р/ т

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.
2.3
Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом, проийденным по месторождению с оставлением охранного целика.

Глубина скипового ствола: Н сс
= 1040 м.
Глубина середины месторождения: Н ц
= (850+1000)/2=925 м.
Ширина охранного целика: в = L 1
+ L 2
= 315,3 +342,1 = 657,4 м.
L 1
=tg 15 *(H cc
-50) + 50 =315.3 м.
L 2
=tg 15* (H cc
+50)+ 50 =342.1 м.
Длина охранного целика: а = 2 L 2
= 684,2 м.
Площадь целика: S = а´в = 684,2 ´ 657,4 = 449793,1 м².
Балансовый запас, оставляемый в целике:
Б ц
= V ц
γ = 8231213,7´4 = 32,9 млн.т.
V ц
= м ср
* S= 18,3 * 449793,1= 8231213,7 м 3

Экономический ущерб оставляемый от целика:
Э ц
= Э п
Б ц
К изв
= 327000´32900000´0.98 = 10,5 трлн.р.
Экономический ущерб, отнесенный на 1 т. извлекаемых балансовых запасов:
∆ Э эц
= Э ц
/ (Б - Б ц
) = 10,5 ´ / (70,73 – 32,9) = 277,6 тыс.р./т.
Расчет длин вскрывающих квершлагов.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L вск1
= L 1
= 315,3м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L вск2
= L вск1
+ L 2
= 315,3 + 342,1 = 657,4 м.
Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.

Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L от. к-ш
= В г1
= 283,5 м.
Длина откаточных штреков: L ш1
= L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: L общ. от.
= 2L ш1
+ 10L от. к-ш
= 2200 + 2835 = 5035 м.
Общая протяженность вентиляционного горизонта:
L общ. вз.
= 2L ш1
+ 2L от. к-ш
= 2200 + 567 = 2767 м.
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:
L л1
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 1
· 1000м = 0.616 м / 1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:
L v
1
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 1
· 1000м = 8,18 м³/ 1000т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчёт длин откаточных квершлагов :
L отк кв
= (L – L вск2
) / 2 = (1100 – 657,4 ) / 2 = 221,3 м.
Общая протяженность вентиляционного горизонта:
L общ. вз
= 2´ ( L 1
+ L 2
) + 2 L =2*657,4 + 2*1100=3514,8 м .
Общая протяженность откаточного горизонта:
L общ. отк
= 6 221,3 + 4 (315,3+342,1)=3957,4 м.
Б 2
' = Б - Б ц
= 70,73 – 32,9 = 37,83 млн. т
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –1010 метров:
L л2
= (L общ. от.
+ L общ. вз.
) / Б 2
'· 1000м = 0,2м / т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:
L v
2
= (L общ. от.
· S от.
+ L общ. вз.
· S в
) / Б 2
'· 1000м = 2,6 м³/ т
,
где S от.
= 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в.
= 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
К сс
= Н сс
´ q сс
= 1040 ´ 15 ´ = 15,6 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
К кв
= 2Σ L вск
´ q кв
= 1945,4 ´ 1,5 ´ = 2,92 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
К р/сп
= Н р/сп
´ q р/сп
= (220 + 60) ´ 1,2 ´ = 336 млн.р.
К общ
= К = 15,6 + 2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
С сс
= 0,01 К сс
= 0,01 ´ 15,6 ´ = 156 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
С кв
= 0,025 К кв
= 0,025 ´ 2920 ´ = 73 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
Общие эксплуатационные затраты на электровозную откатку:
С э.отк
= (n э отк
*А*2* L отк кв
) / 1000
С э.отк
= (150*2,3 10 6
*504,8) / 1000 = 174,2 млн.р.
С общ
= Σ С = С сс
+С под
+С кв
+С э.отк
+Э ц .

С общ
= 0,156+4,78+0,073+0,1742+10500= 10,51 трлн.р.
Удельные эксплуатационные затраты: С у
= = = 4,57 млн.р/ т

П р
= С у
+ К у
´ Е + ∆ Э эц
= 4,57 + 0,0082 ´ 0,14 + 0,2776 = 4,84 млн/ т

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.
Капитальные и годовые эксплуатационные затраты.
1. Проведение скипового ствола 15,6 14,7 15,6
2. Проведение конвейерного ствола - 1,98 -
3. Проведение вскрывающих квершлагов 7,442 3,76 2,92
4. Проведение капитальных рудоспусков 0,624 0,2640,333
5. Строительство дробильной камеры -0,75 -
6. Общие капитальные затраты 23,66621,45418,856
7. Удельные капитальные затраты, р/т 10290 93008200
1. Поддержание скипового ствола 0,156 0,147 0,156
2. Поддержание квершлагов 0,1861 0,094 0,073
3. Подъем руды скипами 4,784 4,51 4,78
6. Электровозная откатка 0,86 0,868 0,174
7. Общие годовые эксплуатационные затраты 9,275 6,033 10510
8. Уд. годовые эксплуатационные затраты, р/т 10290 9300 8200
9. Эк. ущерб от оставления руды в охранном
целике, отнесенный к 1 т. балансовой руды, - - 10500
10. Приведенные затарты, р/т 2005,2 3942 4,84 10 6

По приведенным затратам выбираем 1 способ:
S сс
= 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 ´ 2,3 = 31,7 м²
Диаметр скипового ствола: D = 2 = 2 = 6,4 м.
Часовая производительность подъемной установки:
Q час
= (А ´ с) / (N ´n) = (2,3 ´ ´ 1,5) / (305 ´ 12) = 942,6 т/ч
где: с = 1,5 – коэффициент неравномерности работы подъемной установки;
N – количество рабочих дней в году;
Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз в кг.:
где: Q час
- часовая производительность подъемной установки;
где: Q г
- Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз;
Выбираем скип 2 СН 11-2, емкостью 11 м³, размером 1680´1740, грузоподъемностью 25 т.
n ч
= Q час
/ Q г
= 942,6 / 33,78 = 28 раза.
Т п
= 3600 / n ч
= 3600 / 28 = 128,6 с.
V ср
= Н / Т п
= 1040 / 128,6 = 8,1 м/с
Максимально допустимая правилами ЕПБ скорость подъма скипа:
3.Планирование строительства первой очереди рудника.
Наименование объем, норма продолжительность
2. Клетьевой ствол 1020 50 м/мес 21
3. Вентиляционный ствол 1 900 50 м/мес 18
4. Вентиляционный ствол 2 950 50 м/мес 19
5. Околоствольный двор ? 6225 350 м³/мес 18
6. Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м/мес 18
7. Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м/мес 18
8. Кап.вент.штрек г.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. Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м/мес 44
15. Откаточный гор.900 м 5035 60 м/мес 84
16. Откаточный гор.950 м 5757,6 60 м/мес 96
17. Откаточный гор.1010 м 4552 60 м/мес 76
18. Капитальные рудоспуски 260 50 м/мес 5
N бр
= Т' / Т'' = 592 / 84 = 7 бригад
где: Т' – время строительства одним забоем
Т'' = 84 мес.– время строительства первой очереди (7 лет)
Наименование Стоимость Распределение затрат по годам
Поверхностный комплекс 0,0137 0,0137 3,7
Вентиляционный ствол 1 9,75 2,4 2,4 2,4 2,55
Вентиляционный ствол 2 10,5 2,6 2,6 2,6 2,7
Кап.вент.штрек г.900м. 1,73 1,3 0,43
Кап.вент.штрек г.1010м. 1,73 0,73 1
Вскрыв. квершлаги г. 1010 3,31 3,31
Вент. горизонт 950 м. 4,37 2,1 2,27
Откаточный гор.900 7,55 2,5 2,5 2,55
Откаточный гор.1010 6,83 2,2 2,2 2,43
ВСЕГО 101,42 12,26 13 13 14,45 23,94 15,99 8,78
1. Х. Х. Кожиев, А. А. Янишевский ТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Норильск 1995
2. М. И. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярский РАЗРАБОТКА РУДНЫХ И НЕРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Москва “Недра”, 1983
3. СПРАВОЧНИК ПО 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 ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ, Ч 1: Строительство вертикальных выработок Москва, “Недра”, 1983

Название: Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения
Раздел: Рефераты по геологии
Тип: курсовая работа
Добавлен 05:54:26 08 августа 2008 Похожие работы
Просмотров: 553
Комментариев: 17
Оценило: 2 человек
Средний балл: 5
Оценка: неизвестно   Скачать

Срочная помощь учащимся в написании различных работ. Бесплатные корректировки! Круглосуточная поддержка! Узнай стоимость твоей работы на сайте 64362.ru
Привет студентам) если возникают трудности с любой работой (от реферата и контрольных до диплома), можете обратиться на FAST-REFERAT.RU , я там обычно заказываю, все качественно и в срок) в любом случае попробуйте, за спрос денег не берут)
Да, но только в случае крайней необходимости.

Курсовая работа: Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения
Оперативно-розыскная деятельность
Доклад: Орбитальные характеристики планет 2
Контрольная работа по теме Концепции и стратегии маркетинга
Реферат: Национальная образовательная политика
Курсовая работа: Застосування лікарських рослин в дитячому і дієтичному харчуванні
Реферат Оформление Поля
Индивидуальная Образовательная Программа Воспитателя Дипломная Работа
Формирование Курсовой Работы
Реферат: Теоретические основы квалификации преступлений
Составление аннотированного библиографического списка, включающего литературу о родном крае
Курсовая работа по теме Використання інформаційних технологій в процесі навчання
Курсовая работа: Економічні реформи 50-х-60-х рр. в СРСР: плани та реальність
Курсовая работа по теме Аудит основных средств (на материалах ООО 'Рекон-хлеб')
Реферат На Тему Здоровый Образ Жизни 15 Страниц
Дипломная работа по теме Разработка интернет-магазина одежды
Реферат: Кризисы профессионального становления личности
Реферат: Проектирование трёхфазных силовых трансформаторов
Реферат: Summary Of Cyberspace For All Essay Research
Роль Микробов В Охране Окружающей Среды Реферат
Экологические Проблемы Производства Гипсокартона Реферат
Реферат: Пилові бурі
Реферат: Проблеми функціонування Бреттонвудської валютної системи
Статья: Вызревание и смысл теории Раскольникова