Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения - Геология, гидрология и геодезия курсовая работа

Главная

Геология, гидрология и геодезия
Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения

Оценка месторождения. Горно-геологическая и экономическая характеристика рудного месторождения. Расчет себестоимости конечной продукции горного производства. Расчет экономического ущерба от потерь и разубоживания руды при разработке месторождения.


посмотреть текст работы


скачать работу можно здесь


полная информация о работе


весь список подобных работ


Нужна помощь с учёбой? Наши эксперты готовы помочь!
Нажимая на кнопку, вы соглашаетесь с
политикой обработки персональных данных

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.
“Подземная разработка рудных и нерудных месторождений”
Тема: « Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного м е ст о рождения»
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 м е сторождения.
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 ?1 = 60 / Sin 6? = 574.01 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -15 м. и -75 м.
В2 = h2 / Sin ?2 = 60 / Sin 7? = 492.33 , м
Определим длину месторождения по падению между горизонтами -75 м. и -135 м.
В3 = h3 / Sin ?3 = 60 / Sin 8? = 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., - объемный вес руды, т/м 3 . Запасы руды в контуре 1:
Б 1 = L B 1 m 1 ? = 2000?574.01 ?12?2.9 = 39.95 млн.т.
Б 2 = L B 2 m 2 ? = 2000?492.33 ?13?2.9 = 37.12 млн.т.
Б 3 = L B 3 m 3 ? = 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 произво д ства.
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.
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 ) = 0,12,3(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 / ? = 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 = 9,610 11 руб.
1.4 Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.
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 Cos 1 = 287.94 Cos 10 = 283.57 м;
В г2 = В 2 Cos 2 = 359,26 Cos 8 = 355,76 м;
В г3 = В 3 Cos 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., - угол залегания месторождения, град.
х 1 = Н н tg (90-) = 1000tg (90-75) = 267,9 м;
х 2 = Н в tg (90-) = 850tg (90-75) = 227,8 м,
где: Н н , Н в - соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., = 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 м? ,
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 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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 м?/ 1000т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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 м?/ 1000т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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.
h y 1 =50м. h y 2 =60м. H з = 30м.
К к.руд. =5201,210 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 = ? С = (156+186.05+4784)10 6 +0.8610 9 +3.28910 9 = 9.275 млрд.р.
П р = С у + К у Е = 4032,61 + 10,2910 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 м?/ 1000т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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 м?/ 1000т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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 10? 1,5 2,5 10? = 750 млн.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
К кв = 2? 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 = ? 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 = ав = 684,2 657,4 = 449793,1 м?.
Балансовый запас, оставляемый в целике:
Б ц = V ц ? = 8231213,74 = 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 = 327000329000000.98 = 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 м?/ 1000т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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 м?/ т ,
где S от. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
S в. = 12 м? - 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? 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*2,310 6 *504,8) / 1000 = 174,2 млн.р.
С общ = ? 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.
Проведение скипового ствола 15,6 14,7 15,6
Проведение конвейерного ствола - 1,98 -
Проведение вскрывающих квершлагов 7,442 3,76 2,92
Проведение капитальных рудоспусков 0,624 0,2640,333
Строительство дробильной камеры -0,75 -
Общие капитальные затраты 23,66621,45418,856
Удельные капитальные затраты, р/т 10290 93008200
Поддержание скипового ствола 0,156 0,147 0,156
Поддержание квершлагов 0,1861 0,094 0,073
Подъем руды скипами 4,784 4,51 4,78
Электровозная откатка 0,86 0,868 0,174
Общие годовые эксплуатационные затраты 9,275 6,033 10510
Уд. годовые эксплуатационные затраты, р/т 10290 9300 8200
Эк. ущерб от оставления руды в охранном
целике, отнесенный к 1 т. балансовой руды, - - 10500
Приведенные затарты, р/т 2005,2 3942 4,8410 6
По приведенным затратам выбираем 1 способ:
S сс = 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 2,3 = 31,7 м?
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 м?, размером 16801740, 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
Скиповой ствол 1040 50 м/мес 21
Клетьевой ствол 1020 50 м/мес 21
Вентиляционный ствол 1 900 50 м/мес 18
Вентиляционный ствол 2 950 50 м/мес 19
Околоствольный двор ? 6225 350 м?/мес 18
Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м/мес 18
Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м/мес 18
Кап.вент.штрек г.1010м. 1100 60 м/мес 18
Вскрыв. квершлаги г.900 511,3 60 м/мес 9
Вскрыв. квершлаги г.950 867,06 60 м/мес 14
Вскрыв. квершлаги г.1010 1102,29 60 м/мес 18
Вент. горизонт 900 м. 2767 60 м/мес 46
Вент. горизонт 950 м. 2915 60 м/мес 49
Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м/мес 44
Откаточный гор.900 м 5035 60 м/мес 84
Откаточный гор.950 м 5757,6 60 м/мес 96
Откаточный гор.1010 м 4552 60 м/мес 76
Капитальные рудоспуски 260 50 м/мес 5
ВСЕГО: 592
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
Скиповой ствол 15,6 3 4 4 4,6
Клетьевой ствол 15,6 3 4 4 4,6
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
Околоствольный двор 1,25 1,25
Кап.вент.штрек г.900м. 1,73 1,3 0,43
Кап.вент.штрек г.950м. 1,73 1 0,73
Кап.вент.штрек г.1010м. 1,73 0,73 1
Вскрыв. квершлаги г.900 1,5 1,5
Вскрыв. квершлаги г. 950 2,6 2,6
Вскрыв. квершлаги г. 1010 3,31 3,31
Вент. горизонт 900 м. 4,15 2 2,15
Вент. горизонт 950 м. 4,37 2,1 2,27
Вент горизонт 1010 м. 4,01 2 2,01
Откаточный гор.900 7,55 2,5 2,5 2,55
Откаточный гор.950 8,6 2,7 2,7 3,2
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
Х. Х. Кожиев, А. А. Янишевский ТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Норильск 1995
М. И. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярский РАЗРАБОТКА РУДНЫХ И НЕРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Москва “Недра”, 1983
СПРАВОЧНИК ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ Москва, “Недра”, 1983
В. Р. Иминитов ПРОЦЕССЫ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Москва, “Недра”, 1984
В. М. Рогинский ТЕХНОЛОГИЯ, ЭКОНОМИКА И УПРАВЛЕНИЕ СТРОИТЕЛЬСТВОМ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ Москва, “Недра”, 1984
И. Д. Насонов, В. А. Федюкин, М. Н. Шуплик ТЕХНОЛОГИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ, Ч 1: Строительство вертикальных выработок Москва, “Недра”, 1983
Горно-геологическая характеристика месторождения. Современное состояние горных работ на руднике. Балансовые и промышленные запасы руды в месторождении. Вскрытие вертикальными клетевым и конвейерным стволами. Капитальные и эксплуатационные затраты. курсовая работа [1,2 M], добавлен 19.10.2012
Выбор и характеристика системы разработки месторождения. Определение высоты этажа и эксплуатационных запасов рудной массы в блоке. Подготовка основного (откаточного) горизонта. Вскрытие шахтного поля. Экономическая оценка проектирования рудника. курсовая работа [396,0 K], добавлен 11.04.2012
Общие сведения о районе месторождения, горно-геометрические расчеты. Вскрытие месторождения, система его разработки. Подготовка горной массы к выемке. Транспорт горной массы. Вспомогательные работы: осушение и водоотлив, ремонт, электроснабжение. дипломная работа [537,8 K], добавлен 23.07.2012
Краткая геологическая характеристика месторождения. Выбор метода вскрытия и подготовки шахтного поля. Расчет годовой производственной мощности рудника и срока его существования. Анализ эксплуатационных и капитальных затрат на вскрытие месторождения. курсовая работа [60,9 K], добавлен 03.07.2012
Геолого-промышленная характеристика месторождения. Горнотехнические условия разработки месторождения. Технологические потери и проектные промышленные запасы. Технология ведения добычных работ. Классификация разубоживания при разработке месторождения. дипломная работа [2,0 M], добавлен 11.05.2015
Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения. Расчет параметров подземного рудника, его годовая производительность. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля, способа его подготовки, разработки месторождения. курсовая работа [31,8 K], добавлен 05.02.2014
Характеристика Лебединского горно-обогатительного комбината. Геологическое строение месторождения. Расчет параметров карьера. Вскрытие месторождения. Выбор и расчет оборудования на вскрыше и добыче; системы разработки и ее элементов, буровзрывных работ. курсовая работа [1,1 M], добавлен 22.12.2011
Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д. PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах. Рекомендуем скачать работу .

© 2000 — 2021



Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения курсовая работа. Геология, гидрология и геодезия.
Дневник Вожатого По Летней Педагогической Практике Заполненный
Статья: Исследование триботехнических своств пары трения "колесо-рельс" после плазменного упрочнения
Реферат: Всеукраїнська екологічна ліга
Реферат На Тему Пороки Развития Голени
Реферат: Народна педагогіка як прародителька й першоджерело українського національного виховання
Контрольная работа по теме Ремесло Киевской Руси
Доклад: О производстве чая в мире
Реферат Тему Музыкальная Культура
Курсовая работа: Свадебный обряд на Верхней и Средней Кокшеньге и на Уфтюге. Скачать бесплатно и без регистрации
Курсовая работа: Современные черты банковской системы России
Реферат: Slave Revolts Essay Research Paper THE BLACK
Сочинение Карамзин Бедная Лиза Несчастная Любовь
Интересные Факты О Пищевой Ценности Реферат
Реферат: Human Cloning Essay Research Paper The benefits
Кризис Полиса В Комедиях Аристофана Курсовая Работа
Реферат: Становление и неизбежность принципата в Римской республике III-I вв. до н.э.
Курсовая Пути Совершенствования Алькор И Ко
Прения На Защите Диссертации
Дипломная работа по теме Реабілітаційна програма поетапного комплексного не медикаментозного відновного лікування хворих на артеріальну гіпертонію
Дипломная работа по теме Информационная система 'Рейтинг студента'
Учет и аудит кредиторской задолженности с поставщиками и подрядчиками - Бухгалтерский учет и аудит дипломная работа
Электротравмы - Безопасность жизнедеятельности и охрана труда контрольная работа
Поволжский экономический район: состав, территоральная организация хозяйства и проблемы развития - География и экономическая география реферат