Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения (стр. 4 из 5)

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.

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 = 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_цγ = 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.

3.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