Среднее содержание балансовых запасов, Сср 5,19%
Количество металла, содержащегося в месторождении, Qм 3,671 млн.т.
Количество извлекаемого ежегодно металла, Qмг 109 тыс.т.
Балансовые запасы ежегодной добычи руды, Бг 2,11
Балансовая ценность руды, Цб 1,038 млн.р.
Валовая ценность руды, Цв 930тыс.р.
Извлекаемая ценность руды, Ци 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, Эп 327 тыс.р.
Экономический ущерб от разубоживания 1 т.
балансовой руды, Эр 27.5 тыс.р.
Годовой экономический ущерб от потерь руды
при разработке месторождения, Эпг 138,1 млн.р.
Годовой экономический ущерб от разубоживания руды при
разработке месторождения, Эрг 57,5 млрд.р.
Себестоимость 1 т концентрата, Qк 2610 тыс.р.
Себестоимость 1 т металла, Qм 7396 тыс.р.
Себестоимость обогащения 1 т. руды, Со 70 тыс.р.
Минимальное содержание металла в руде, Сmin 1.43%
Годовая производительность обогатительной фабрики, Ао 220,3 тыс.т.
Годовая производительность металлургического цеха, Ам 92 тыс.т.
Годовая производительность закладочного комплекса, Азг 575 тыс.т.
Прибыль, получаемая из 1 т. руды, Пр' 458,84 тыс.р.
Прибыль, получаемая из 1 т. металла, Пр 12,604 млн.р.
Годовая прибыль горно-металлургического комбината, Прг 960 млрд.р.
1.5 Расчет площади земельного отвода.
Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельного отвода находим Вг - проекцию месторождения на горизонтальную плоскость (рис. на стр. 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,
где: В – размер месторождения по падению, м., a - угол залегания месторождения, град.
Определяем длины х1 и х2 :
х1 = Нн tg (90-d) = 1000´tg (90-75) = 267,9 м;
х2 = Нв tg (90-d) = 850´tg (90-75) = 227,8 м,
где: Нн , Нв – соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., d = 75°- угол зоны сдвижения горных пород.
Площадь земельного отвода:
S = (x1 + L + x2)´(x1 + Вг + x2) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) ´ (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м² ,
где: L – размер месторождения по простиранию, м.
Вскрытие местоорждения.
2.1 Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород.
Расчет длин вскрывающих квершлагов.
Lвск=Н / tg ; м
Длина вскрывающего квершлага горизонта –850 м Lвск1=850 / tg75 =227,8 м
Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L900 = L850 + Вг1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L950 = L900 + Вг2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L1010 = L950 + Вг3 = 867,06+235,23=1102,29
Длина скипового ствола.
Нсс = Нн + 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: 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.
Схема вентилляционно-закладочного горизонта подобна схеме откаточного горизонта, но без промежуточных квершлагов.
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 = 7802 / 12,67*1000 = 0,6
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:
Lv1 = (Lобщ. от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б1 · 1000м = 8,2 м3/1000т
где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м² - 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=5757,6м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш2+2Lот. к-ш = 2200+715,2=2915,2м
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 м³/1000т ,
Горизонт – 1010 метров.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг3 = 235,23м.
Длина откаточных штреков: Lш3 = L = 1100 м.
Общая протяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш3 + 10Lот. к-ш =2200+2352,3= 4552,3м
Общая протяженность вентиляционного горизонта: Lобщ. вз= 2Lш3+2Lот. к-ш =2200+470,4=2670,46
Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –1010 метров:
Lл3 = (Lобщ. от. + Lобщ. вз.) / Б3 · 1000м = 0,27 м /1000т
Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:
Lv3 = (Lобщ. от.· Sот. + Lобщ. вз. · Sв) / Б3 · 1000м = 3,62 м³/1000т ,
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс = Нсс ´ qсс = 1040 ´ 15 ´ = 15,6 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв = 2 вск ´ qкв = 4961,3 ´ 1,5 ´ = 7,442 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кк.руд. = Нобщ.к.р. ´ qк.р. , руб.;
Нобщ.к.р.-общая высота капитальных рудоспусков ;
Нобщ.к.р.=2*( Lк.р.г.-900+Lк.р.г.-950+Lк.р.г.-1010 ) м.
Где Lк.р.г.=hy1 + hy2 + Hз – длина капитального рудоспуска горизонта.
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.
Общие капитальные затраты:
Кобщ = К =15,6 + 7,442 + 0,624 = 23,666 млрд.р.
Удельные капитальные затраты:
Куд = = = 10,29 тыс.р/ т
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:
Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 ´ 15,6 ´ = 156 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв = 0,025 Ккв = 0,025 ´ 7442 ´ = 186,05 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:
nn=200 руб. – стоимость подъема 1 т руды скипом .
Сп = = = 4.784 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на электровозную откатку:
Сэ = = = 0.86 млрд.р.
Общие эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
Спв = Lобщ.отк ´ qкв = 15344.9 ´ 1,5 ´ = 23.02 млрд.р.
Годовые эксплуатационные затраты на подготовительные выработки:
Сгпв = = 3.289 млрд.р.
Общие эксплуатационные затраты:
Собщ = Σ С = (156+186.05+4784)106+0.86109+3.289109= 9.275 млрд.р.
Удельные эксплуатационные затраты:
Су = = = 4032.61 руб/т
Приведенные затраты:
Пр = Су + Ку ´ Е = 4032,61 + 10,29103 ´ 0,14 = 2005,2 руб/т
где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.
2.2 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,
Lгкс = Lвск3 + 0,5Вг3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. – горизонтальная составляющая длины конвейерного ствола
Длина конвейерного ствола:
Lкс = 984,7/ Cos 5,8 = 989,8 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. Lвск1 = Lвск + Вт1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. Lвск2 = Lвск1 + Вг2 = 511,3 + 235,23 = 746,53м
Нсс = 980 м.
Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.
Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг1 = 283.5 м.
Страницы: 1, 2, 3
