Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения
оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения" width="9" height="9" align="LEFT" />
Длину
откаточных
квершлагов
принимаем
равной: Lот.
к-ш = Вг1 = 283.5 м.
Длина
откаточных
штреков: Lш1
= L = 1100 м.
Общая
протяженность
откаточного
горизонта:
Lобщ. от.
= 2Lш1 + 10Lот.
к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Общая протяженность
вентиляционного
горизонта:
Lобщ.
вз. = 2Lш1 +
2Lот. к-ш =
2200 + 567 = 2767 м.
Общий
коэффициент
линейной подготовки
для горизонта
–900 метров:
Lл1
= (Lобщ. от.
+ Lобщ. вз.)
/ Б1 · 1000м = 0,62 м /1000т
Общий
удельный объем
подготовительных
выработок для
горизонта –900
метров:
Lv1
= (Lобщ. от.·
Sот. + Lобщ.
вз. · Sв)
/ Б1 · 1000м = 8,18 мі/1000т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - площадь
поперечного
сечения выработок
вентиляционного
горизонта.
Горизонт
– 950 метров.
Длину
откаточных
квершлагов
принимаем
равной: Lот.
к-ш = Вг2 = 355,76 м.
Длина
откаточных
штреков: Lш2
= L = 1100 м.
Общая
протяженность
откаточного
горизонта:
Lобщ. от. = 2Lш2
+ 10Lот. к-ш
= 2200+3557,6 =5757,6
Общая
протяженность
вентиляционного
горизонта:
Lобщ. вз= 2Lш2+2Lот.
к-ш = 2200+711,52=2911,5
Общий
коэффициент
линейной подготовки
для горизонта
–950 метров:
Lл2
= (Lобщ. от.
+ Lобщ. вз.)
/ Б2 · 1000м = 0,274 м /1000т
Общий
удельный объем
подготовительных
выработок для
горизонта –950
метров:
Lv2
= (Lобщ. от.·
Sот. + Lобщ.
вз. · Sв)
/ Б2 · 1000м = 3,66 мі/1000т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - площадь
поперечного
сечения выработок
вентиляционного
горизонта.
Сечение
конвейерного
ствола:
Sкс
= 12 мІ.
Расчет
капитальных
затрат и эксплуатационных
годовых затрат.
Капитальные
затраты на
стоительтво
скипового
ствола:
Ксс
= Нсс
ґ
qсс
= 980 ґ
15 ґ
=
14,7 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
конвейерного
ствола:
Ккс
= Lкс
ґ
qкс
= 989,8 ґ
2 ґ
=
1,98 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
дробильного
комплекса:
Кдк
= Vдк
ґ
qдк
= 200 ґ
10і ґ
1,5 ґ
2,5 ґ
10і = 750 млн.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
вскрывающих
квершлагов:
Ккв
=
2Σ Lвск
ґ
qкв
= 2509,66 ґ
1,5 ґ
=
3,76 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
капитальных
рудоспусков:
Кр/сп
= Нр/сп
ґ
qр/сп
= (160 + 60) ґ
1,2 ґ
=
264 млн.р.
Общие капитальные
затраты:
Кобщ
=
К
= 14,7 + 1,98 + 0,75 + 3,76 + 0,264 = 21,454 млрд.р.
Удельные
капитальные
затраты:
Куд
=
=
=
9,3 тыс.р/ т
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
конвейерного
ствола:
Скс=0,025
* Ккс=
0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
скипового
ствола:
Ссс
= 0,01 Ксс
= 0,01 ґ
14,7 ґ
=
147 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
вскрывающих
квершлагов:
Скв
= 0,025 Ккв
= 0,025 ґ
3760 ґ
= 94 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
дробление руды:
Сдр
= А ґ
nдр
= 2,3 ґ
ґ
80 = 184 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
подъем руды
скипами:
Сп
=
=
=
4,51 млрд.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
подъем руды
конвейером:
Спк
=
=
=
230 млн.р.
Стоимость
электровозной
откатки по
грузовым квершлагам
гор. 900 и –950 м.:
Сэ.отк
= ( n э.отк
кв
) /1000
Сэ.отк = (150
*
2 (511,3+746,53 ) / 1000 =868 млн.р.
Общие эксплуатационные
затраты:
Собщ
= Σ С
=0,0495+0,147+0,094+4,51+0,23+0,868+0,184=6,0825 млрд.р.
Удельные
эксплуатационные
затраты: Су
=
=
=
2,64 тыс.р/ т
Приведенные
затраты:
Пр
= Су
+ Ку
ґ
Е = 2,64 + 9,3 ґ
0,14 = 3,942 тыс.р/
т
где Е = 0,14 – коэффициент
эффективности
капитальных
вложений.
Способ
вскрытия
вертикальным
скиповым стволом,
проийденным
по месторождению
с оставлением
охранного
целика.
Глубина
скипового
ствола: Нсс
= 1040 м.
Глубина
середины
месторождения:
Нц = (850+1000)/2=925 м.
Ширина
охранного
целика: 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.
Длина
охранного
целика: а = 2 L2
= 684,2 м.
Площадь
целика: S
= аґв
= 684,2 ґ
657,4 = 449793,1 мІ.
Балансовый
запас, оставляемый
в целике:
Бц
= Vц γ
= 8231213,7ґ4
= 32,9 млн.т.
Vц=
мср * S= 18,3
* 449793,1= 8231213,7 м3
Экономический
ущерб оставляемый
от целика:
Эц
= Эп Бц Кизв
= 327000ґ32900000ґ0.98
= 10,5 трлн.р.
Экономический
ущерб, отнесенный
на 1 т. извлекаемых
балансовых
запасов:
∆ Ээц = Эц
/ (Б - Бц) = 10,5 ґ
/
(70,73 – 32,9)
=
277,6 тыс.р./т.
Расчет
длин вскрывающих
квершлагов.
Длина
вскрывающего
квершлага
горизонта –900
м. Lвск1
= L1 = 315,3м.
Длина
вскрывающего
квершлага
горизонта –1010
м. Lвск2
= Lвск1 + 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: Lот.
к-ш = Вг1 = 283,5 м.
Длина
откаточных
штреков: Lш1
= L = 1100 м.
Общая
протяженность
откаточного
горизонта:
Lобщ. от.
= 2Lш1 + 10Lот.
к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Общая протяженность
вентиляционного
горизонта:
Lобщ.
вз. = 2Lш1 +
2Lот. к-ш =
2200 + 567 = 2767 м.
Балансовые
запасы горизонта:
Общий
коэффициент
линейной подготовки
для горизонта
–900 метров:
Lл1
= (Lобщ. от.
+ Lобщ. вз.)
/ Б1 · 1000м = 0.616 м /1000т
Общий
удельный объем
подготовительных
выработок для
горизонта –900
метров:
Lv1
= (Lобщ. от.·
Sот. + Lобщ.
вз. · Sв)
/ Б1 · 1000м = 8,18 мі/1000т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - площадь
поперечного
сечения выработок
вентиляционного
горизонта.
Горизонт
– 1010 метров.
Расчёт длин
откаточных
квершлагов
:
Lотк
кв = (L – Lвск2
) / 2 = (1100 – 657,4 ) / 2 = 221,3 м.
Общая протяженность
вентиляционного
горизонта:
Lобщ. вз=
2ґ ( L1
+ L2 ) + 2
L =2*657,4 + 2*1100=3514,8 м .
Общая протяженность
откаточного
горизонта:
Lобщ.
отк= 6
221,3
+ 4(315,3+342,1)=3957,4
м.
Балансовые
запасы горизонта:
Б2'
= Б - Бц = 70,73 – 32,9 = 37,83
млн. т
Общий
коэффициент
линейной подготовки
для горизонта
–1010 метров:
Lл2
= (Lобщ. от.
+ Lобщ. вз.)
/ Б2' · 1000м = 0,2м
/т
Общий
удельный объем
подготовительных
выработок для
горизонта –1010
метров:
Lv2
= (Lобщ. от.·
Sот. + Lобщ.
вз. · Sв)
/ Б2 '· 1000м = 2,6 мі/т
,
где
Sот. = 14 мІ
- площадь
поперечного
сечения выработок
откаточного
горизонта,
Sв.
= 12 мІ - площадь
поперечного
сечения выработок
вентиляционного
горизонта.
Расчет
капитальных
затрат и эксплуатационных
годовых затрат.
Капитальные
затраты на
стоительтво
скипового
ствола:
Ксс
= Нсс
ґ
qсс
= 1040 ґ
15 ґ
=
15,6 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
вскрывающих
квершлагов:
Ккв
=
2Σ Lвск
ґ
qкв
= 1945,4 ґ
1,5 ґ
=
2,92 млрд.р.
Капитальные
затраты на
стоительтво
капитальных
рудоспусков:
Кр/сп
= Нр/сп
ґ
qр/сп
= (220 + 60) ґ
1,2 ґ
=
336 млн.р.
Общие капитальные
затраты:
Кобщ
=
К
= 15,6 + 2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.
Удельные
капитальные
затраты:
Куд
=
=
=
8,2 тыс.р/ т
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
скипового
ствола:
Ссс
= 0,01 Ксс
= 0,01 ґ
15,6 ґ
=
156 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
поддержание
вскрывающих
квершлагов:
Скв
= 0,025 Ккв
= 0,025 ґ
2920 ґ
= 73 млн.р.
Годовые
эксплуатационные
затраты на
подъем руды
скипами:
Сп
=
=
=
4,78 млрд.р.
Общие эксплуатационные
затраты на
электровозную
откатку:
Сэ.отк
= (nэ отк*А*2*Lотк
кв) / 1000
Сэ.отк=
(150*2,3106*504,8)
/ 1000 = 174,2 млн.р.
Общие эксплуатационные
затраты:
Собщ
= Σ С =
Ссс+Спод+Скв+Сэ.отк+Эц
.
Собщ
= 0,156+4,78+0,073+0,1742+10500= 10,51 трлн.р.
Удельные
эксплуатационные
затраты: Су
=
=
=
4,57 млн.р/ т
Приведенные
затраты:
Пр
= Су
+ Ку
ґ
Е + ∆ Ээц
= 4,57 + 0,0082 ґ
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
Годовые
эксплуатационные
затраты
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
Подъем
руды конвейером
- 0,23
Дробление
руды - 0,184
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 4,84106
По приведенным
затратам выбираем
1 способ:
Выбор скипового
ствола
Сечение
скипового
ствода:
Sсс
= 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 ґ
2,3 = 31,7 мІ
Диаметр
скипового
ствола: D = 2
=
2
=
6,4 м.
Часовая
производительность
подъемной
установки:
Q час
= (А ґ
с) / (N ґ n)
= (2,3 ґ
ґ
1,5) / (305 ґ 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
/ γн
= 33,78 / 4 = 8,4 мі
где:
Q г -
Наивыгоднейший
груз, поднимаемый
за 1 раз;
γн
– насыпной вес
руды, т/мі
Выбираем
скип 2 СН 11-2, емкостью
11 мі,
размером
1680ґ1740,
грузоподъемностью
25 т.
Расчетное
число подъемов
в час:
nч
= Q час
/ Q г =
942,6 / 33,78 = 28 раза.
Время подъема:
Тп
= 3600 / nч
= 3600 / 28 = 128,6 с.
Средняя
скорость подъема:
Vср
= Н / Тп
= 1040 / 128,6 = 8,1 м/с
Максимально
допустимая
правилами ЕПБ
скорость подъма
скипа:
Vмах
= 0,8
=
25,8 м/с.
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
мі/мес
18
Кап.вент.штрек
г.900м. 1100