горное дело. 1. Промышленная оценка месторождения. 1 Горногеологическая и экономическая характеристика рудного месторождения

• Название: 1. Промышленная оценка месторождения. 1 Горногеологическая и экономическая характеристика рудного месторождения
• Дата: 05.06.2022
• Размер: 173.02 Kb.
• Имя файла: горное дело.docx
• Тип: Документы; #569977

1. Промышленная оценка месторождения.


1.1 Горно-геологическая и экономическая характеристика рудного месторождения.
а) Определение длины месторождения по падению.

Определение длины месторождения ведется по формуле:

Вi = hi / Sin αi , м

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.

б) Определение балансового запаса.

Расчет балансовых запасов ведется по формуле:

Б_i = L B m_i γ , т

где L, B – соответственно размеры месторождения по простиранию и падению, м.,

m – мощность месторождения, м.,  - объемный вес руды, т/м³. Запасы руды в контуре 1:

Б₁ = L B₁ m₁ γ = 2000×574.01 ×12×2.9 = 39.95 млн.т.

Запасы руды в контуре 2:

Б₂ = L B₂ m₂ γ = 2000×492.33 ×13×2.9 = 37.12 млн.т.

Запасы руды в контуре 3:

Б₃ = L B₃ m₃ γ = 2000×431.12 ×14×2.9 = 35.01 млн.т.

Таким образом, определяем балансовые запасы руды:

Б = Б₁+Б₂+Б₃ = 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.= (С₁Б₁+С₂Б₂+С₃Б₃) / 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_MГ = 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.

е) Определение ценности руды.

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_оИ_мЦ , 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.

2. 
   Расчет себестоимости конечной продукции горного производства.
   

а) Определение себестоимости 1 тонны концентрата.

Себестоимость 1 тонны концентрата находим по формуле:

Q_k = q_р(С_д + С_о), р.,

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_кС_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_оИ_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.

Себестоимость переработки 1 тонны руды в металл определяем по формуле:

С_м = С_д + С_о + С_мп б_р, р.,

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_оИ_мЦ, %

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.

Прибыль, получаемую из 1 тонны металла, определяем по формуле:

П_р = Ц – Q_м = 20 – 7,396 = 12,604 млн.р.

Прибыль от металла, полученного из 1 тонны руды определяем по формуле:

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.

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.
  

Э_п = Ц_изв. – (С_б + ­­ З_р ),

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_оИ_мЦ – 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.
  
• 
  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:

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_р¹ =70,73/33,5 458,84 = 9,6 10¹¹ руб.

4. 
   Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.
   

Балансовые запасы, Б 70,73 млн.т.

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.

балансовой руды, Э_р 27.5 тыс.р.

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 добычи 1 т. руды, С_д 180 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.

Оптимальные потери руды при разработке, n 2%

Оптимальные потери руды при разубоживании, р 10%

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 = В₁Cos₁ = 287.94  Cos 10 = 283.57 м;

В_г2 = В₂Cos₂ = 359,26  Cos 8 = 355,76 м;

В_г3 = В₃Cos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.

Определяем длины х₁ и х₂ :

х₁ = Н_н tg (90-) = 1000tg (90-75) = 267,9 м;

х₂ = Н_в tg (90-) = 850tg (90-75) = 227,8 м,

где: Н_н , Н_в – соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м.,  = 75- угол зоны сдвижения горных пород.

Площадь земельного отвода:

S = (x₁ + L + x₂)(x₁ + В_г + x₂) =

= (267,9 + 1100 + 227,8)  (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м² ,

где: L – размер месторождения по простиранию, м.

Вскрытие местоорждения.

1. 
   Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород.
   

Расчет длин вскрывающих квершлагов.

L_вск=Н / tg ; м

Длина вскрывающего квершлага горизонта ­–850 м L_вск1=850 / tg75 =227,8 м

Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L₉₀₀ = L₈₅₀ + В_г1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L₉₅₀ = L₉₀₀ + В_г2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L₁₀₁₀ = L₉₅₀ + В_г3 = 867,06+235,23=1102,29

Длина скипового ствола.

Н_сс = Н_н + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.

Расчет параметров подготовительных выработок.

Горизонт – 900 метров.

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.}) / Б₁ · 1000м = 7802 / 12,67*1000 = 0,6

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_v1 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₁ · 1000м = 8,2 м³/_1000т

где S_от. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

S_в. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

Горизонт – 950 метров.

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.}) / Б₂ · 1000м = 0,274 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:

L_v2 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₂ · 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.

Горизонт – 1010 метров.

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.}) / Б₃ · 1000м = 0,27 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:

L_v3 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₃ · 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_y1 + h_y2 + H_з – длина капитального рудоспуска горизонта.

h_y1=50м. h_y2=60м. H_з= 30м.

L_{к.р.г.-900}= 50+60+30 = 140 м.

L_{к.р.г.-950}= 60+30 = 90 м.

L_{к.р.г.-1010}= Н_з=30 м.

Н_{общ.к.р.}= 2 (140+90+30) = 520 м.

К_к.руд.=520 1,2 10⁶= 624 млн. руб.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К =15,6 + 7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 10,29 _{тыс.р/ т}

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 .

С_п = = = 4.784 млрд.р.

Годовые эксплуатационные затраты на электровозную откатку:

С_э = = = 0.86 млрд.р.

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_гпв = = 3.289 млрд.р.

Общие эксплуатационные затраты:

С_общ = Σ С = (156+186.05+4784) 10⁶+0.86 10⁹+3.289 10⁹= 9.275 млрд.р.

Удельные эксплуатационные затраты:

С_у = = = 4032.61 _руб/т

Приведенные затраты:

П_р = С_у + К_у  Е = 4032,61 + 10,29 10³  0,14 = 2005,2 _руб/т

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.

2. 
   Комбинированный способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород и конвейерным наклонным стволом.
   

Угол наклона конвейерного ствола:

φ = arctg = arctg = 5,8˚ ,

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

Длина конвейерного ствола:

L_кс = 984,7/ Cos 5,8 = 989,8 м.

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

Длина скипового ствола.

Н_сс = 980 м.

Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.

Горизонт – 900 метров.

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.}) / Б₁ · 1000м = 0,62 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_v1 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₁ · 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.

Горизонт – 950 метров.

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.}) / Б₂ · 1000м = 0,274 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:

L_v2 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₂ · 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.

Сечение конвейерного ствола:

S_кс = 12 м².
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.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К = 14,7 + 1,98 + 0,75 + 3,76 + 0,264 = 21,454 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 9,3 _{тыс.р/ т}

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:

С_п = = = 4,51 млрд.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды конвейером:

С_пк = = = 230 млн.р.

Стоимость электровозной откатки по грузовым квершлагам гор. 900 и –950 м.:

С_э.отк = ( n _{э.отк кв} ) /1000

С_э.отк = (150 * 2 (511,3+746,53 ) / 1000 =868 млн.р.

Общие эксплуатационные затраты:

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}

Приведенные затраты:

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.

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 = L₁ + L₂ = 315,3 +342,1 = 657,4 м.

L₁=tg 15 *(H_cc-50) + 50 =315.3 м.

L₂=tg 15* (H_cc+50)+ 50 =342.1 м.

Длина охранного целика: а = 2 L₂ = 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 м³

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 = L₁ = 315,3м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L_вск2 = L_вск1 + L₂ = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.
Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.

Горизонт – 900 метров.

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.

Балансовые запасы горизонта:

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:

L_л1 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.}) / Б₁ · 1000м = 0.616 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_v1 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₁ · 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.

Горизонт – 1010 метров.

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 ( L₁ + L₂ ) + 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.

Балансовые запасы горизонта:

Б₂' = 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.}) / Б₂' · 1000м = 0,2м /_т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:

L_v2 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₂ '· 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.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К = 15,6 + 2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 8,2 _{тыс.р/ т}

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:

С_п = = = 4,78 млрд.р.

Общие эксплуатационные затраты на электровозную откатку:

С_э.отк = (n_{э отк}*А*2* L_{отк кв}) / 1000

С_э.отк= (150*2,3 10⁶*504,8) / 1000 = 174,2 млн.р.

Общие эксплуатационные затраты:

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}

Приведенные затраты:

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
   

Годовые эксплуатационные затраты

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
   
4. 
   Подъем руды конвейером - 0,23
   
5. 
   Дробление руды - 0,184
   
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 4,84 10⁶
    

По приведенным затратам выбираем 1 способ:

Выбор скипового ствола

Сечение скипового ствода:

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;

n – часы работы подъема в сутки.

Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз в кг.:

Q _г = Q _час = 942,6 = 33780 кг.

где: Q _час - часовая производительность подъемной установки;

Н = 1040 м – глубина подъема;

t _п = 12 – 16 с. – время пауз.

Полезная емкость скипа:

W = Q _г / γ_н = 33,78 / 4 = 8,4 м³

где: Q _г - Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз;

γ_н – насыпной вес руды, т/м³

Выбираем скип 2 СН 11-2, емкостью 11 м³, размером 16801740, грузоподъемностью 25 т.

Расчетное число подъемов в час:

n_ч = Q _час / Q _г = 942,6 / 33,78 = 28 раза.

Время подъема:

Т_п = 3600 / n_ч = 3600 / 28 = 128,6 с.

Средняя скорость подъема:

V_ср = Н / Т_п = 1040 / 128,6 = 8,1 м/с

Максимально допустимая правилами ЕПБ скорость подъма скипа:

V_мах = 0,8 = 25,8 м/с.

2. 
   Планирование строительства первой очереди рудника.
   

Наименование объем, норма продолжительность

1. 
   Скиповой ствол 1040 50 м/мес 21
   
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
    

ВСЕГО: 592

Число проходческих бригад:

N_бр = Т' / Т'' = 592 / 84 = 7 бригад

где: Т' – время строительства одним забоем

Т'' = 84 мес.– время строительства первой очереди (7 лет)

Распределение капитальных затрат.
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

Капитальные рудоспуски 0,6 0,6

ВСЕГО 101,42 12,26 13 13 14,45 23,94 15,99 8,78