Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения

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_{v 1} = (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_{v 2} = (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.

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_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_{v 1} = (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_{v 2} = (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*2,310⁶ *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 4,8410⁶

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

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

Библиографический список:

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