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 ,

где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

Sв. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

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 ,

где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

Sв. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

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.

Расчет длин вскрывающих квершлагов.

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

Длина скипового ствола.

Нсс = 980 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.

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 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 =5757,6

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 м³/1000т ,

где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

Sв. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

Сечение конвейерного ствола:

Sкс = 12 м².

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 ´ 10³ ´ 1,5 ´ 2,5 ´ 10³ = 750 млн.р.

Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:

Ккв  = 2Σ 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 = 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 ´ 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  = а´в = 684,2 ´ 657,4 = 449793,1 м².

Балансовый запас, оставляемый в целике:

Бц = Vц γ = 8231213,7´4 = 32,9 млн.т.

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

Экономический ущерб оставляемый от целика:

Эц = Эп Бц Кизв = 327000´32900000´0.98 = 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 м³/1000т ,

где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

Sв. = 12 м² - 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=  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.

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 м³/т ,

где Sот. = 14 м² - площадь поперечного сечения выработок откаточного горизонта,

Sв. = 12 м² - площадь поперечного сечения выработок вентиляционного горизонта.

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  = 2Σ Lвск ´ qкв = 1945,4 ´ 1,5 ´ = 2,92 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:

Кр/сп  = Нр/сп ´ qр/сп = (220 + 60) ´ 1,2 ´ = 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 ´ 15,6 ´ = 156 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:

Скв = 0,025 Ккв = 0,025 ´ 2920 ´ = 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 ´ Е + ∆ Ээц = 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:

Sсс = 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 / γн = 33,78 / 4 = 8,4 м³

где: Q г - Наивыгоднейший груз, поднимаемый за 1 раз;

γн – 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:

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

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:

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:

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

Страницы: 1, 2