Головна
Банківська справа  |  БЖД  |  Біографії  |  Біологія  |  Біохімія  |  Ботаніка та с/г  |  Будівництво  |  Військова кафедра  |  Географія  |  Геологія  |  Екологія  |  Економіка  |  Етика  |  Журналістика  |  Історія техніки  |  Історія  |  Комунікації  |  Кулінарія  |  Культурологія  |  Література  |  Маркетинг  |  Математика  |  Медицина  |  Менеджмент  |  Мистецтво  |  Моделювання  |  Музика  |  Наука і техніка  |  Педагогіка  |  Підприємництво  |  Політекономія  |  Промисловість  |  Психологія, педагогіка  |  Психологія  |  Радіоелектроніка  |  Реклама  |  Релігія  |  Різне  |  Сексологія  |  Соціологія  |  Спорт  |  Технологія  |  Транспорт  |  Фізика  |  Філософія  |  Фінанси  |  Фінансові науки  |  Хімія

Промислова оцінка, розтин, підготовка рудного родовища - Геологія

Курсовий проект

З дисципліни:

"Підземна розробка рудних і нерудних родовищ"

Тема: «Промислова оцінка, розтин, підготовка рудного родовища»

Введення.

Норільський гірничорудний район приурочений до північно-західного краю Сибірської платформи. Тут виявлено цілу низку рудопроявлений і родовищ сульфідних мідно-нікелевих руд, що асоціюються з трапу интрузивами.

Родовища Норильського району - Норильське, Талнахское, Жовтневе і ряд інших рудопроявлений, є єдиною рудно-магматичної системою.

В межах району виділяються два типи рельєфу: гірський і рівнинний. Гірський рельєф характеризує Норильське (на півдні) і Хараерлахское (на півночі) плато столообразние височини.

Талнахское і Жовтневе родовища представлені суцільними сульфідними рудами, роговиками, аргиллитами, вапняками, олівінсодержащімі габро-долеритами і пікрітовимі габро-долеритами.

Незалежно від глибини залягання, родовища відносяться до загрозливих по гірських ударів, а з глибини 700 м. І нижче до небезпечних за гірничих ударів.

1. Промислова оцінка родовища.

Використовуючи дані по глибині залягання родовища, кута падіння, потужності контурів рудного тіла від лежачого боку до висячого, розміру родовища з падіння будуємо розріз рудного тіла.

1.1 Гірничо-геологічна і економічна характеристика рудного родовища.

а) Визначення довжини родовища з падіння.

Визначення довжини родовища ведеться за формулою:

Вi = hi / Sin ?i, м

Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами 45 м. І -15 м.

В1 = h1 / Sin ?1 = 60 / Sin 6? = 574.01, м

Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -15 м. І -75 м.

В2 = h2 / Sin ?2 = 60 / Sin 7? = 492.33, м

Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -75 м. І -135 м.

В3 = h3 / Sin ?3 = 60 / Sin 8? = 431.12, м

Таким чином, довжина родовища з падіння дорівнює:

В = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12 = 1497.46 м.

б) Визначення балансового запасу.

Розрахунок балансових запасів ведеться за формулою:

Бi = L B mi?, т

де L, B - відповідно розміри родовища по простяганню і падінню, м.,

m - потужність родовища, м., g - об'ємна вага руди, т / м3. Запаси руди в контурі 1:

Б1 = L B1m1? = 2000 ? 574.01 ? 12 ? 2.9 = 39.95 млн.т.

Запаси руди в контурі 2:

Б2 = L B2m2? = 2000 ? 492.33 ? 13 ? 2.9 = 37.12 млн.т.

Запаси руди в контурі 3:

Б3 = L B3m3? = 2000 ? 431.12 ? 14 ? 2.9 = 35.01 млн.т.

Таким чином, визначаємо балансові запаси руди:

Б = Б1 + Б2 + Б3 = 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн.т.

в) Визначення терміну відпрацювання родовища.

Визначення терміну відпрацювання родовища ведемо за формулою:

Т = Б (1- n) / А (1- р) = 112.08 (1-0.35) / 1.5 (1- 0.1) = 53.96 років,

де Б - балансові запаси руди, А = 1.5 млн.т. - Річна продуктивність рудника (за завданням), n = 35% - проектні втрати руди при розробці, р = 10% - оптимальні втрати руди при разубожіванія.

г) Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах.

Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах ведеться за формулою:

Сср. = (С1Б1 + С2Б2 + С3Б3) / Б,

де Сi- вміст металу по горизонтах (за завданням 4%, 5% і 6% відповідно)

Сср. = (4 ? 39.95 + 5 ? 37.12 + 6 ? 35.01) / 112.08 = 4.96%

д) Визначення кількості металу, що міститься в родовищі.

Визначимо кількість металу, що міститься в родовищі за формулою:

QM = 0.01 Сср.Б = 0.01 ? 4.96 ? 112.08 = 5.559 млн.т.

Визначимо кількість извлекаемого металу на рік за формулою:

QMГ = 0.01 Сср.Бг = 0.01Сср.А (1 - р) / (1 - n) =

= 0.01 ? 4.96 ? 1.5 (1- 0.1) / (1- 0.35) = 0.103 млн.т.

е) Визначення цінності руди.

Визначимо балансову цінність металу, що міститься в 1 тонні руди:

Цб = 0.01Сср.Ц = 0.01 ? 4.96 ? 700 = 34.72 р.,

де Ц = 700 р. - Ціна 1 тонни умовного металу.

Визначимо валову цінність металу з урахуванням втрат разубоживания, що міститься в 1 тонні руди:

Кол = 0.01Сср. (1 - р) Ц = 0.01 ? 4.96 (1- 0.1) 700 = 31.248 р.,

Визначимо видобуту цінність руди за формулою:

Ци = 0.01Сср. (1-р) ІоІмЦ, р.,

де Іо = 0.82- коефіцієнт вилучення металу з руди при збагаченні

Їм = 0.95- коефіцієнт вилучення металу з руди при металургійній переробці.

Ци = 0.01 ? 4.96 (1- 0.1) 0.82 ? 0.95 ? 700 = 24.34.р.

1.2 Розрахунок собівартості кінцевої продукції гірничого виробництва.

а) Визначення собівартості 1 тонни концентрату.

Собівартість 1 тонни концентрату знаходимо за формулою:

Qk = qр (Сд + З), р.,

де qр = 1 / бр = Ск / Сср. (1-р) Іо- кількість балансової руди, необхідне для отримання 1 тонни концентрату, Ск = 40% - вміст металу в концентраті, бр- вихід концентрату з 1 тонни балансової руди, Сд = 0.7 тис.р.- собівартість видобутку 1 тонни руди, Со = 70 тис.р.- собівартість збагачення 1 тонни руди.

qр = 40 / 5.19 (1- 0.1) 0.82 = 10,44 т.

Qk = 10,44 (180 + 70) = 2610 тис.р.

б) Визначення собівартості 1 тонни металу.

Собівартість 1 тонни металу визначаємо за формулою:

Qм = (Сд + З) q + qкСмп, р.,

де СМП = 200 тис.р.- собівартість металургійної переробки концентрату, отриманого з 1 тонни руди, q = 1 / б = 1 / 0.01 Сср. (1-р) ІоІм- кількість рудної маси, необхідне для отримання 1 тонни металу, бр - вихід металу з 1 тонни балансової руди, qк = 100 / Ск ? Їм- необхідну кількість концентрату для отримання 1 тонни металу.

qк = 100 / Ск ? Їм = 100/40 ? 0.95 = 2.63 т.

q = 1 / 0.01 ? 5.19 (1- 0.1) 0.82 ? 0.95 = 27,48 т.

Qм = (180 + 70) 27,48 + 2.63 ? 200 = 7396 тис.р.

в) Визначення собівартості переробки 1 тонни руди в металл.Себестоімость переробки 1 тонни руди в метал визначаємо за формулою:

См = Сд + З + Смпбр, р.,

См = 180 + 70 + 200 ? 1 / 10,44 = 269,16 тис.р.

г) Визначення мінімального вмісту металу в руді.

Мінімальний вміст металу в руді визначаємо за формулою:

Сmin = СМП / 0.01 (1-р) ІоІмЦ,%

Сmin = 200 / 0.01 (1- 0.1) 0.82 ? 0.95 ? 20 = 1.43%

д) Визначення прибутку, одержуваної з 1 тонни металу і прибутку від

металу, отриманого з 1 тонни руди.Прібиль, одержувану з 1 тонни металу, визначаємо за формулою: Пр = Ц - Qм = 20 - 7,396 = 12,604 млн.р. Прибуток від металу, отриманого з 1 тонни руди визначаємо за формулою:

Пр '= Ци- См = 728 - 269,16 = 458,84 тис.р.

е) Перевірка собівартості 1 тонни металу.

Qм = q ? См = 27,48 ? 269,16 = 7396,52 тис.р.

1.3 Розрахунок економічного збитку від втрат і разубоживания руди при розробці родовища.

а) Економічний збиток, складається з двох величин:

- Недоотриманий прибуток від не отримання металу з втраченої руди;

- Непродуктивні витрати на розвідку втраченої руди.

Еп = Цізв.- (Сб + Зр),

де Сб = (Сд + З) 1 / Кк + брСмп- собівартість видобутку і переробки 1 тонни балансової руди,

Кк = 1 - р = 0.9 - коефіцієнт якості руди,

Зр = 0.01Сср.Ц ? - витрати на геологорозвідувальні роботи,

? = 0.1 - частка витрат на геологорозвідувальні роботи в ціні металу, що міститься в 1 тонні балансової руди,

Цізв. = 0.01Сср. (1-р) ІоІмЦ - цінність вилучення 1 тонни руди.

Цізв. = 0.01 ? 5,19 (1- 0.1) 0.82 ? 0.95 ? 20 = 727,7 тис.р.

Зр = 0.01 ? 5,19 ? 20 ? 0.1 = 103,8 тис.р.

Сб = (180 + 70) 1 / 0.9 + 1 / 10,44'200 = 296,9 тис.р.

Еп = Цізв.- (Сб + Зр) = 727,7 - (296,9 + 103,8) = 327 тис.р.

Річний економічний збиток від втрат руди при розробці родовища визначаємо за формулою:

ЕПМ = n А (1-р) Еп / 100 (1- n), р.,

ЕПМ = 0.02 ? 2,3 (1- 0.1) 327/100 (1- 0.02) = 138,1 млн.р.

б) Визначення економічного збитку від разубоживания.

Економічний збиток від разубоживания складається з двох величин:

- Витрати на видобуток разубожівающіх порід, яка дорівнює витратам на видобуток руди по руднику.

- Витрати на збагачення.

Кількість разубожівающіх порід припадають на 1 тонну балансової руди:

Х = р / 1 - р = 0.1 / 1- 0.1 = 0.11

Економічний збиток від разубоживания 1 тонни балансової руди:

Ер = Х (Сд + З) = 0.11 (180 + 70) = 27,5 тис.р.

Річний економічний збиток від разубоживания:

Ерг = Вг (Сд + З) = р ? А (Сд + З) = 0,12,3 (180 + 70) = 57,5 млрд.р.

де Вг- кількість разубожівающіх порід у рудної маси, що видобувається рудником за 1 рік в тоннах.

в) Для повної оцінки родовища корисних копалин необхідно підрахувати:

- Річна продуктивність збагачувальної фабрики:

Ао = А ? бр = 2,3 ? 1 / 10,44 = 220,3 тис.т.

- Річна продуктивність металургійного цеху:

Ам = А ? б = 2,3 ? 0.04 = 92 тис.т.

- Річна продуктивність закладного комплексу:

Азг = А / ? = 2,3 / 4 = 575 тис.т.

- Добова продуктивність закладного комплексу:

Азс = АЗК / ТЗК = 575/305 = 1,89 тис.т. / добу.

- Змінна продуктивність закладного комплексу:

Азсм = Азс / 3 = 1,89 / 3 = 630 т

Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату:

Прг = БгПр '= Б / ТПр1 = 70,73 / 33,5458,84 = 9,61011руб.

1.4 Показники промислової оцінки родовища корисних копалин.

Балансові запаси, Б 70,73 млн.т.

Середній вміст балансових запасів, Сср5,19%

Кількість металу, що міститься в родовищі, Qм3,671 млн.т.

Кількість извлекаемого щорічно металу, Qмг109 тис.т.

Балансові запаси щорічного видобутку руди, Бг2,11

Балансова цінність руди, Цб1,038 млн.р.

Валова цінність руди, Цв930тис.р.

Витягувана цінність руди, Ці727,7тис.р.

Річна продуктивність рудника, А 2,3 млн.т.

Термін відпрацювання родовища, Т 33,5 років

Економічний збиток від втрат 1 т. Балансової руди, Еп327 тис.р.

Економічний збиток від разубоживания 1 т.

балансової руди, Ер27.5 тис.р.

Річний економічний збиток від втрат руди

при розробці родовища, Епг138,1 млн.р.

Річний економічний збиток від разубоживания руди при

розробці родовища, Ерг57,5 млрд.р.

Собівартість 1 т концентрату, Qк2610 тис.р.

Собівартість 1 т металу, Qм7396 тис.р.Себестоімость видобутку 1 т. Руди, Сд180 тис.р.

Собівартість збагачення 1 т. Руди, С70 тис.р.

Мінімальний вміст металу в руді, Сmin1.43%

Річна продуктивність збагачувальної фабрики, Ао220,3 тис.т.

Річна продуктивність металургійного цеху, Ам92 тис.т.Оптімальние втрати руди при розробці, n 2% Оптимальні втрати руди при разубожіванія, р 10%

Річна продуктивність закладного комплексу, Азг575 тис.т.

Прибуток, що отримується з 1 т. Руди, Пр '458,84 тис.р.

Прибуток, що отримується з 1 т. Металу, Пр12,604 млн.р.

Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату, Прг960 млрд.р.

1.5 Розрахунок площі земельного відводу.

Земельний відвід є головною частиною гірничого відводу. Для визначення земельного відводу знаходимо Вг- проекцію родовища на горизонтальну площину (рис. На стор. 9):

Вг1 = В1Cosa1 = 287.94 'Cos 10 ° = 283.57 м;

Вг2 = В2Cosa2 = 359,26 'Cos 8 ° = 355,76 м;

Вг3 = В3Cosa3 = 240,49 'Cos 12 ° = 235,23 м;

Вг = Вг1 + вг2 + Вг3 = 283.57 + 355,76 + 235,23 = 874,56 м,

де: В - розмір родовища з падіння, м., a - кут залягання родовища, град.

Визначаємо довжини х1і х2:

х1 = Ннtg (90-d) = 1000'tg (90-75) = 267,9 м;

х2 = Нвtg (90-d) = 850'tg (90-75) = 227,8 м,

де: Нн, НВ відповідно нижня і верхня межі зруденіння родовища, м., d = 75 ° - кут зони зрушення гірських порід.

Площа земельного відводу:

S = (x1 + L + x2) '(x1 + Вг + x2) =

= (267,9 + 1100 + 227,8) '(267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м?,

де: L - розмір родовища по простяганню, м.

Розтин местооржденія.

2.1 Спосіб розтину вертикальним скіповим стволом в лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід.

Розрахунок довжин розкривних квершлагів.

Lвск = Н / tg; м

Довжина розкриває квершлагу горизонту -850 м Lвск1 = 850 / tg75 = 227,8 м

Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L900 = L850 + Вг1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. L950 = L900 + вг2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. L1010 = L950 + Вг3 = 867,06 + 235,23 = 1102,29

Довжина скіпового ствола.

НСС = Нн + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.

Розрахунок параметрів підготовчих виробок.

Горизонт - 900 метрів.

Панельна схема відпрацювання. Панель ділиться на блоки по 110 метрів виходячи з ефективності електровозної відкатки.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = Вг1 = 283,5 м.

Довжина відкотних штреків: Lш1 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.

Схема вентілляціонно-закладного горизонту подібна до схеми відкатувального горизонту, але без проміжних квершлагів.

Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:

Lл1 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б1 · 1000м = 7802 / 12,67 * 1000 = 0,6

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:

Lv1 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,2 м3 / 1000т

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Горизонт - 950 метрів.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = вг2 = 355,76 м.

Довжина відкотних штреків: Lш2 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш2 + 10Lот. к-ш = 2200 + 3557,6 = 5757,6м

Загальна протяжність вентиляційного горизонту: Lобщ. вз = 2Lш2 + 2Lот. к-ш = 2200 + 715,2 = 2915,2м

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:

Lл2 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б2 · 1000м = 0,274 м / 1000т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:

Lv2 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б2 · 1000м = 3,66 м? / 1000т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Горизонт - 1010 метрів.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = Вг3 = 235,23м.

Довжина відкотних штреків: Lш3 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш3 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2352,3 = 4552,3м

Загальна протяжність вентиляційного горизонту: Lобщ. вз = 2Lш3 + 2Lот. к-ш = 2200 + 470,4 = 2670,46

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -1010 метрів:

Lл3 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б3 · 1000м = 0,27 м / 1000т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:

Lv3 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б3 · 1000м = 3,62 м? / 1000т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.

Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:

Ксс = Нсс' qсс = 1040 '15' = 15,6 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво розкривних квершлагів:

ККВ = 2вск' qкв = 4961,3 '1,5' = 7,442 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусків:

Кк.руд. = Нобщ.к.р.' qк.р., руб .;

Нобщ.к.р.-загальна висота капітальних рудоспусків;

Нобщ.к.р. = 2 * (Lк.р.г.-900 + Lк.р.г.-950 + Lк.р.г.-1010) м.

Де Lк.р.г. = hy1 + hy2 + Hз- довжина капітального рудоспусків горизонту.

hy1 = 50м. hy2 = 60м. Hз = 30м.

Lк.р.г.-900 = 50 + 60 + 30 = 140 м.

Lк.р.г.-950 = 60 + 30 = 90 м.

Lк.р.г.-1010 = Нз = 30 м.

Нобщ.к.р. = 2 (140 + 90 + 30) = 520 м.

Кк.руд. = 5201,2106 = 624 млн. Руб.

Загальні капітальні витрати:

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

Питомі капітальні витрати:

Куд === 10,29тис.р / т

Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:

Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 '15,6' = 156 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкривних квершлагів:

Скв = 0,025 ККВ = 0,025 '7442' = 186,05 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:

nn = 200 руб. - Вартість підйому 1 т руди Ськіпом.

Сп === 4.784 млрд.р.

Річні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:

Се === 0.86 млрд.р.

Загальні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:

СПВ = Lобщ.отк' qкв = 15344.9 '1,5' = 23.02 млрд.р.

Річні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:

Сгпв == 3.289 млрд.р.

Загальні експлуатаційні витрати:

Собщ = ? С = (156 + 186.05 + 4784) 106 + 0.86109 + 3.289109 = 9.275 млрд.р.

Питомі експлуатаційні витрати:

Су === 4032.61руб / т

Наведені витрати:

Пр = Су + Ку' Е = 4032,61 + 10,29103' 0,14 = 2005,2руб / т

де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.

2.2 Комбінований спосіб розтину вертикальним скіповим стволом в лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід і конвеєрним похилим стволом.

Кут нахилу конвеєрного стовбура:

? = arctg = arctg = 5,8?,

де: h = 100 м. - перепад висот конвеєрного стовбура,

Lгкс = Lвск3 + 0,5Вг3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. - Горизонтальна складова довжини конвеєрного стовбура

Довжина конвеєрного стовбура:

Lкс = 984,7 / Cos 5,8 = 989,8 м.

Розрахунок довжин розкривних квершлагів.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. Lвск1 = Lвск + ВТ1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. Lвск2 = Lвск1 + вг2 = 511,3 + 235,23 = 746,53м

Довжина скіпового ствола.

НСС = 980 м.

Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагів.

Горизонт - 900 метрів.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = Вг1 = 283.5 м.

Довжина відкотних штреків: Lш1 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.

Загальна протяжність вентиляційного горизонту:

Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:

Lл1 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б1 · 1000м = 0,62 м / 1000т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:

Lv1 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,18 м? / 1000т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Горизонт - 950 метрів.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = вг2 = 355,76 м.

Довжина відкотних штреків: Lш2 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш2 + 10Lот. к-ш = 2200 + 3557,6 = 5757,6

Загальна протяжність вентиляційного горизонту: Lобщ. вз = 2Lш2 + 2Lот. к-ш = 2200 + 711,52 = 2911,5

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:

Lл2 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б2 · 1000м = 0,274 м / 1000т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:

Lv2 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б2 · 1000м = 3,66 м? / 1000т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Перетин конвеєрного стовбура:

Sкс = 12 м?.

Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.

Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:

Ксс = Нсс' qсс = 980 '15' = 14,7 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво конвеєрного стовбура:

ККС = Lкс' qкс = 989,8 '2' = 1,98 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво дробильного комплексу:

КДК = Vдк' qдк = 200 '10?' 1,5 '2,5' 10? = 750 млн.р.

Капітальні витрати на стоітельтво розкривних квершлагів:

ККВ = 2? Lвск' qкв = 2509,66 '1,5' = 3,76 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусків:

Кр / сп = Нр / сп' qр / сп = (160 + 60) '1,2' = 264 млн.р.

Загальні капітальні витрати:

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

Питомі капітальні витрати:

Куд === 9,3тис.р / т

Річні експлуатаційні витрати на підтримку конвеєрного стовбура:

Скс = 0,025 * ККС = 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:

Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 '14,7' = 147 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкривних квершлагів:

Скв = 0,025 ККВ = 0,025 '3760' = 94 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на дроблення руди:

Сдр = А 'nдр = 2,3'' 80 = 184 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:

Сп === 4,51 млрд.р.

Річні експлуатаційні витрати на підйом руди конвеєром:

Спк === 230 млн.р.

Вартість електровозної відкатки по вантажним квершлагу гор. 900 і -950 м .:

Се.отк = (nе.отккв) / 1000

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

Загальні експлуатаційні витрати:

Собщ = ? С = 0,0495 + 0,147 + 0,094 + 4,51 + 0,23 + 0,868 + 0,184 = 6,0825 млрд.р.

Питомі експлуатаційні витрати: Су === 2,64тис.р / т

Наведені витрати:

Пр = Су + Ку' Е = 2,64 + 9,3 '0,14 = 3,942тис.р / т

де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.

2.3 Спосіб розтину вертикальним скіповим стволом, проійденним по родовищу із залишенням охоронного цілика.

Глибина скіпового ствола: НСС = 1040 м.

Глибина середини родовища: НЦ = (850 + 1000) / 2 = 925 м.

Ширина охоронного цілика: в = L1 + L2 = 315,3 +342,1 = 657,4 м.

L1 = tg 15 * (Hcc-50) + 50 = 315.3 м.

L2 = tg 15 * (Hcc + 50) + 50 = 342.1 м.

Довжина охоронного цілика: а = 2 L2 = 684,2 м.

Площа целика: S = А'В = 684,2 '657,4 = 449793,1 м?.

Балансовий запас, що залишається в цілику:

Бц = Vц? = 8231213,7'4 = 32,9 млн.т.

Vц = мср * S = 18,3 * 449793,1 = 8231213,7 м3

Економічний збиток що залишається від цілика:

Ец = ЕпБцКізв = 327000'32900000'0.98 = 10,5 трлн.р.

Економічний збиток, віднесений на 1 т. Видобутих балансових запасів:

? Еец = Ец / (Б - Бц) = 10,5 '/ (70,73 - 32,9) = 277,6 тис.р. / т.

Розрахунок довжин розкривних квершлагів.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. Lвск1 = L1 = 315,3м.

Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. Lвск2 = Lвск1 + L2 = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.

Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагів.

Горизонт - 900 метрів.

Довжину відкотних квершлагів приймаємо рівною: LОТ. к-ш = Вг1 = 283,5 м.

Довжина відкотних штреків: Lш1 = L = 1100 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту: Lобщ. від. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.

Загальна протяжність вентиляційного горизонту:

Lобщ. вз. = 2Lш1 + 2Lот. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.

Балансові запаси горизонту:

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:

Lл1 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б1 · 1000м = 0.616 м / 1000т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:

Lv1 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,18 м? / 1000т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Горизонт - 1010 метрів.

Розрахунок довжин відкотних квершлагів:

Lотк кв = (L - Lвск2) / 2 = (1100 - 657,4) / 2 = 221,3 м.

Загальна протяжність вентиляційного горизонту:

Lобщ. вз = 2'(L1 + L2) + 2L = 2 * 657,4 + 2 * 1100 = 3514,8 м.

Загальна протяжність відкатувального горизонту:

Lобщ. ВТК = 6221,3 + 4 (315,3 + 342,1) = 3957,4 м.

Балансові запаси горизонту:

Б2 '= Б - Бц = 70,73 - 32,9 = 37830000. Т

Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -1010 метрів:

Lл2 = (Lобщ. Від. + Lобщ. Вз.) / Б2 '· 1000м = 0,2м / т

Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:

Lv2 = (Lобщ. Від. · Sот. + Lобщ. Вз. · Sв) / Б2 '· 1000м = 2,6 м? / т,

де Sот. = 14 м? - площа поперечного перерізу виробок відкатувального горизонту,

Sв. = 12 м? - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.

Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.

Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:

Ксс = Нсс' qсс = 1040 '15' = 15,6 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво розкривних квершлагів:

ККВ = 2? Lвск' qкв = 1945,4 '1,5' = 2,92 млрд.р.

Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусків:

Кр / сп = Нр / сп' qр / сп = (220 + 60) '1,2' = 336 млн.р.

Загальні капітальні витрати:

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

Питомі капітальні витрати:

Куд === 8,2тис.р / т

Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:

Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 '15,6' = 156 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкривних квершлагів:

Скв = 0,025 ККВ = 0,025 '2920' = 73 млн.р.

Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:

Сп === 4,78 млрд.р.

Загальні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:

Се.отк = (nе ВТК * А * 2 * Lотк кв) / 1000

Се.отк = (150 * 2,3106 * 504,8) / 1000 = 174,2 млн.р.

Загальні експлуатаційні витрати:

Собщ = ? С = Ссс + Спод + Скв + Се.отк + Ец.

Собщ = 0,156 + 4,78 + 0,073 + 0,1742 + 10500 = 10,51 трлн.р.

Питомі експлуатаційні витрати: Су === 4,57млн.р / т

Наведені витрати:

Пр = Су + Ку' Е + ? Еец = 4,57 + 0,0082 '0,14 + 0,2776 = 4,84млн / т

де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.

Капітальні та річні експлуатаційні витрати.

1. Проведення скіпового ствола 15,6 14,7 15,6

2. Проведення конвеєрного стовбура - 1,98 -

3. Проведення розкривних квершлагів 7,442 3,76 2,92

4. Проведення капітальних рудоспусків 0,624 0,2640,333

5. Будівництво дробильної камери -0,75 -

6. Загальні капітальні витрати 23,66621,45418,856

7. Питомі капітальні витрати, р / т 10290 93008200

Річні експлуатаційні витрати

1. Підтримка скіпового ствола 0,156 0,147 0,156

2. Підтримка квершлагів 0,1861 0,094 0,073

3. Підйом руди ськипамі 4,784 4,51 4,78

4. Підйом руди конвеєром - 0,23

5. Дроблення руди - 0,184

6. Електровізна відкатка 0,86 0,868 0,174

7. Загальні річні експлуатаційні витрати 9,275 6,033 10510

8. Уд. річні експлуатаційні витрати, р / т 10290 9300 8200

9. Ек. збиток від залишення руди в охоронному

цілику, віднесений до 1 т. балансової руди, - - 10500

10. Наведені затарти, р / т 2005,2 3942 4,84106

За наведеними затратам вибираємо 1 спосіб:

Вибір скіпового ствола

Перетин скіпового ствода:

Sсс = 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 '2,3 = 31,7 м?

Діаметр скіпового ствола: D = 2 = 2 = 6,4 м.

Годинна продуктивність підйомної установки:

Qчас = (А 'с) / (N' n) = (2,3'' 1,5) / (305 '12) = 942,6 т / год

де: с = 1,5 - коефіцієнт нерівномірності роботи підйомної установки;

N - кількість робочих днів у році;

n - години роботи підйому на добу.

Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз в кг .:

Qг = Qчас = 942,6 = 33780 кг.

де: Qчас- годинна продуктивність підйомної установки;

Н = 1040 м - глибина підйому;

tп = 12 - 16 с. - Час пауз.

Корисна ємність скіпа:

W = Qг / ?н = 33,78 / 4 = 8,4 м?

де: Qг- Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз;

?н- насипна вага руди, т / м?

Вибираємо скіп 2 СН 11-2, ємністю 11 м?, розміром 1680'1740, вантажопідйомністю 25 т.

Розрахункове число підйомів на годину:

nч = Qчас / Qг = 942,6 / 33,78 = 28 рази.

Час підйому:

Тп = 3600 / nч = 3600/28 = 128,6 с.

Середня швидкість підйому:

Vср = Н / Тп = 1040 / 128,6 = 8,1 м / с

Максимально допустима правилами ЕПБ швидкість под'ма скіпа:

Vмах = 0,8 = 25,8 м / с.

3.Планірованіе будівництва першої черги рудника.

Найменування обсяг, норма тривалість

1. скіпового ствола 1040 50 м / міс 21

2. клітьового стовбур 1020 50 м / міс 21

3. Вентиляційний ствол 1900 50 м / міс 18

4. Вентиляційний ствол 2950 50 м / міс 19

5. Навколостовбурні двір? 6225 350 м? / міс 18

6. Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м / міс 18

7. Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м / міс 18

8. Кап.вент.штрек г.1010м. 1100 60 м / міс 18

9. Розкривши. квершлаги г.900 511,3 60 м / міс 9

10. Розкривши. квершлаги г.950 867,06 60 м / міс 14

11. Розкривши. квершлаги г.1010 1102,29 60 м / міс 18

12. Вент. горизонт 900 м. 2767 60 м / міс 46

13. Вент. горизонт 950 м. 2915 60 м / міс 49

14. Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м / міс 44

15. відкатувального гор.900 м 5035 60 м / міс 84

16. відкатувального гор.950 м 5757,6 60 м / міс 96

17. відкатувального гор.1010 м 4552 60 м / міс 76

18. Капітальні рудоспуски 260 50 м / міс 5

ВСЬОГО: 592

Число прохідницьких бригад:

Nбр = Т '/ Т' '= 592/84 = 7 бригад

де: Т '- час будівництва одним забоєм

Т '' = 84 мес.- час будівництва першої черги (7 років)

Розподіл капітальних витрат.

Найменування Вартість Розподіл витрат по роках

Поверхневий комплекс 0,0137 0,0137 3,7

Скіпової стовбур 15,6 3 4 4 4,6

Клітьового стовбур 15,6 3 4 4 4,6

Вентиляційний ствол 1 9,75 2,4 2,4 2,4 2,55

Вентиляційний ствол 2 10,5 2,6 2,6 2,6 2,7

Навколостовбурні двір 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

Розкривши. квершлаги г.900 1,5 1,5

Розкривши. квершлаги р 950 2,6 2,6

Розкривши. квершлаги р 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

Відкаточний гор.900 7,55 2,5 2,5 2,55

Відкаточний гор.950 8,6 2,7 2,7 3,2

Відкаточний гор.1010 6,83 2,2 2,2 2,43

Капітальні рудоспуски 0,6 0,6

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

Бібліографічний список:

1. Х. Х. Кожіев, А. А. Янішевський ТЕХНОЛОГІЯ РОЗРОБКИ рудних родовищ, Норильськ 1995

2. М. І. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярський розробки рудних і нерудних РОДОВИЩ, Москва "Надра", 1983

3. ДОВІДНИК з гірничої справи Москва, "Надра", 1983

4. В. Р. Імінітов ПРОЦЕСИ ГІРНИЧИХ РОБІТ ПРИ РОЗРОБЦІ рудних родовищ Москва, "Надра", 1984

5. В. М. Рогінський ТЕХНОЛОГІЯ, ЕКОНОМІКА І УПРАВЛІННЯ БУДІВНИЦТВОМ ГІРНИЧИХ ПІДПРИЄМСТВ Москва, "Надра", 1984

6. І. Д. Насонов, В. А. Федюкин, М. Н. Шуплик ТЕХНОЛОГІЯ БУДІВНИЦТВА ПІДЗЕМНИХ СПОРУД, Ч 1: Будівництво вертикальних виробок Москва, "Надра", 1983
Силікати та їх використання
Зміст Введення 1. Становлення науки про силікату 2. Крісталлохимічеськая систематика силікатів 3. Процеси утворення силікатів в земній корі 4. Яскраві представники групи силікатів 5. Застосування і штучне походження силікатів Висновок Список використаної літератури Введення Силікати і алюмосилікати

Сейсмічна інверсія
Федеральне агентство з освіти Державне загальноосвітній заклад вищої професійної освіти Томський політехнічний університет Факультет - Інститут геології нафтогазового справи Напрям (спеціальність) - Геологія нафти і газу Кафедра - геофізики Курсова робота Сейсмічна інверсія Студент гр.2А65

Збір, підготовка, транспортування та зберігання нафти і газу
ГОУ НВО ПРОФЕСІЙНЕ УЧИЛИЩЕ №82 ДИПЛОМНА РОБОТА Тема роботи: Збір, підготовка, транспортування та зберігання нафти і газу Майстер: Шарафеева Є.Г. Виконав: Марченко Є.В. Гарячий Ключ, 2009 Зміст Введення 1. Збір та підготовка нафти і газу. 2. Способи транспортування газу і нафти. 2.1 Забезпечення

Родоначальні магми: поняття та характеристика
Реферат Родоначальні магми: поняття і характеристика Зміст Введення 1 Хімічний склад та фізико-хімічні особливості магми 2. родоначальних магми 2.1 Базальтова магма 2.2 Гранітна магма 2.3 ультраосновного магма 2.4 Андезитова магма Список літератури Введення Освіта магматичного розплаву дуже

Особливості територіально-галузевої структури Автономної Республіки Крим
МІНІСТЕРСТВО ОСВІТИ І НАУКИ УКРАЇНИ СХІДНОУКРАЇНСЬКИЙ НАЦІОНАЛЬНИЙ УНІВЕРСІТЕТ ІМЕНІ ВОЛОДИМИРА ДАЛЯ КОЛЕДЖ КУРСОВА РОБОТА з дисципліни: РОЗМІЩЕННЯ ПРОДУКТИВНИХ СИЛ на тему: «Особливості територіально-галузевої структури Автономної Республіки Крим» Виконав: студент II курсу групи

Тактичне планування діяльності підприємства ВАТ "Бирский комбінат молочних продуктів"
Зміст Введення 1.Теоретические аспекти тактичного планування на підприємстві 1.1 Планування як найважливіша функція управління 1.2 Поняття, сутність та функції тактичного планування 1.3 Склад і порядок розробки тактичних планів 2.Тактіческое планування діяльності підприємства ВАТ «Бирский комбінат

Комерціалізіція культури
ЗМІСТ ВСТУП 1. Цифрова культура 2. Ціна комерціалізації культури ВИСНОВКИ СПИСОК ВИКОРИСТАНОЇ ЛІТЕРАТУРИ ВСТУП Становлення та розвиток глобального інформаційного суспільства характеризується суттєвими змінами в усіх сферах життєдіяльності людини. Ці зміни пов'язані

© 2014-2022  8ref.com - українські реферати