Сечение конвейерного ствола:
Sкс = 12 м?.
Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.
Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:
Ксс = Нсс qсс = 980 15 = 14,7 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво конвейерного ствола:
Ккс = Lкс qкс = 989,8 2 = 1,98 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво дробильного комплекса:
Кдк = Vдк qдк = 200 10? 1,5 2,5 10? = 750 млн.р.
Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:
Ккв = 2? Lвск qкв = 2509,66 1,5 = 3,76 млрд.р.
Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:
Кр/сп = Нр/сп qр/сп = (160 + 60) 1,2 = 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 14,7 = 147 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:
Скв = 0,025 Ккв = 0,025 3760 = 94 млн.р.
Годовые эксплуатационные затраты на дробление руды:
Сдр = А nдр = 2,3 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 = ? 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 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: 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 = ав = 684,2 657,4 = 449793,1 м?.
Балансовый запас, оставляемый в целике:
Бц = Vц ? = 8231213,74 = 32,9 млн.т.
Vц= мср * S= 18,3 * 449793,1= 8231213,7 м3
Экономический ущерб оставляемый от целика:
Эц = Эп Бц Кизв = 327000329000000.98 = 10,5 трлн.р.
Экономический ущерб, отнесенный на 1 т. извлекаемых балансовых запасов:
? Ээц = Эц / (Б - Бц) = 10,5 / (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 м?/1000т ,
где Sот. = 14 м? - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,
Sв. = 12 м? - 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.
Lобщ. вз= 2 ( 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.
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 м?/т ,
Ксс = Нсс qсс = 1040 15 = 15,6 млрд.р.
Ккв = 2? Lвск qкв = 1945,4 1,5 = 2,92 млрд.р.
Кр/сп = Нр/сп qр/сп = (220 + 60) 1,2 = 336 млн.р.
Кобщ = К = 15,6 + 2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.
Куд = = = 8,2 тыс.р/ т
Ссс = 0,01 Ксс = 0,01 15,6 = 156 млн.р.
Скв = 0,025 Ккв = 0,025 2920 = 73 млн.р.
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.
Собщ = ? 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
Пр = Су + Ку Е + ? Ээц = 4,57 + 0,0082 0,14 + 0,2776 = 4,84 млн/ т
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 2,3 = 31,7 м?
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 / ?н = 33,78 / 4 = 8,4 м?
где: Q г - Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз;
?н - насыпной вес руды, т/м?
Выбираем скип 2 СН 11-2, емкостью 11 м?, размером 16801740, 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.
3. 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 м?/мес 18
Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м/мес 18
Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м/мес 18
Кап.вент.штрек г.1010м. 1100 60 м/мес 18
Вскрыв. квершлаги г.900 511,3 60 м/мес 9
Вскрыв. квершлаги г.950 867,06 60 м/мес 14
Вскрыв. квершлаги г.1010 1102,29 60 м/мес 18
Вент. горизонт 900 м. 2767 60 м/мес 46
Вент. горизонт 950 м. 2915 60 м/мес 49
Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м/мес 44
Откаточный гор.900 м 5035 60 м/мес 84
Откаточный гор.950 м 5757,6 60 м/мес 96
Откаточный гор.1010 м 4552 60 м/мес 76
Капитальные рудоспуски 260 50 м/мес 5
ВСЕГО: 592
Число проходческих бригад:
Nбр = 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:
Х. Х. Кожиев, А. А. Янишевский ТЕХНОЛОГИЯ РАЗРАБОТКИ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Норильск 1995
М. И. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярский РАЗРАБОТКА РУДНЫХ И НЕРУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ, Москва “Недра”, 1983
СПРАВОЧНИК ПО ГОРНОМУ ДЕЛУ Москва, “Недра”, 1983
В. Р. Иминитов ПРОЦЕССЫ ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ РУДНЫХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ Москва, “Недра”, 1984
В. М. Рогинский ТЕХНОЛОГИЯ, ЭКОНОМИКА И УПРАВЛЕНИЕ СТРОИТЕЛЬСТВОМ ГОРНЫХ ПРЕДПРИЯТИЙ Москва, “Недра”, 1984
И. Д. Насонов, В. А. Федюкин, М. Н. Шуплик ТЕХНОЛОГИЯ СТРОИТЕЛЬСТВА ПОДЗЕМНЫХ СООРУЖЕНИЙ, Ч 1: Строительство вертикальных выработок Москва, “Недра”, 1983
Страницы: 1, 2, 3
