2 Сравнение вариантов вскрытия рудного месторождения Исходные данные для расчета

1. Размер рудного тела по простиранию, м (L). = 510

2. Размер рудного тела вкрест простирания, м (Н_р). = 410

3. Мощность рудного тела (нормальная), м (m). =25

4. Плотность рудного тела, т/м³ (γ). =3

5. Производительность рудника, млн./т.год. (А). =0,3

6. Угол сдвижения налегающих пород, град. (φ). = 70

7. Проектная глубина заложения рудника, м (Н). =98

8. Коэффициент разубоживания руды, (р). =0,15

9. Коэффициент извлечения рудных запасов, (k_ир). =0,8

К расчетам принять:

1. Одинаковыми затраты:

— на проведение и эксплуатацию вспомогательных стволов;

— на водоотлив.

2. Объем ОКД при вертикальных стволах – V^вс_окд = 1400 м³ (типовой).

3. Объем ОКД при наклонном стволе – V^нс_окд = 450 м³ (типовой).

4. Площадь поперечного сечения:

а) вертикального ствола – S_вс = 25,5 м²;

б) наклонного ствола – S_нс = 19,8 м²;

в) квершлага – S_кв = 9,4 м².

5. Стоимость проведения 1м³:

а) вертикального ствола – k_вс = 65 грн/ м³;

б) наклонного ствола – k_нс = 40 грн/ м³;

в) квершлага – k_кв = 30 грн/м³.

6. Стоимость сооружения 1 м³ ОКД – k_окд = 45 грн/ м³.

7. Транспортирование руды по подземным выработкам осуществляется автосамосвалами по горизонтальным выработкам.

8. Стоимость поддержания 1 м выработки в год:

а) вертикального ствола – r_вс = 25 грн /м в год;

б) наклонного ствола – r_нс = 20 грн /м в год;

в) квершлага – r_к = 17 грн /м в год.

9. Стоимость транспортирования 1 т м руды:

а) по вертикальному стволу – g_вс = 0,0004 грн/т м;

б) по наклонному стволу – g_нс = 0,012 грн /т м;

в) по квершлагу – g_к = 0,004 грн /т м.

10. Затраты на подъемное оборудование – К_по = 250000 грн.

11. Затраты на автосамосвалы – К_ав = 100000 грн.

12. Коэффициент эффективности капитальных вложений – Е = 0,15.

13. Залегание рудной залежи горизонтальное.

Алгоритм решения задачи

При сравнении вариантов схем вскрытия учитываем только разноименные затраты. Одинаковые затраты при сравнении не учитываются.

1. Определение балансовых запасов рудного тела:

Б = L ⋅ H _p ⋅m ⋅γ , млн. т, (2.1)

где L – размер рудного тела по простиранию, м;

Н_р – размер рудного тела вкрест простиранию, м;

m – мощность рудного тела, м;

γ– плотность рудного тела, т/м³.

Б = 10^-6 * 510*410*25*3 = 15,68 мил.т

2. Определение количества добытой руды:

D Б ⋅kир

, млн. т, (2.2)

где k_ир – средний коэффициент извлечения рудных запасов;

р – коэффициент разубоживания руды.

D =15,68 *0,8 / (1-0,15) = 14,76 млн.т

3.Определение продолжительности отработки рудной залежи:

D

t = , лет, (2.3)

А

где А – производительность рудника, млн.т/год.

t = 14.76/0.3 = 49.2 лет

5. В масштабе 1:10000 или 1:5000 вычерчиваются схемы вскрытия по первому и второму вариантам (рис. 2.1 – 2.2). – рис. с образца

1 – вертикальный ствол; 2 – околоствольный двор; 3 – квершлаг

Рисунок 2.1 – Схема вскрытия месторождения вертикальным стволом и горизонтальным квершлагом

1 – наклонный ствол; 2 – околоствольный двор

Рисунок 2.2 – Схема вскрытия месторождения наклонным стволом и горизонтальным квершлагом.

Для выше приведенных схем рассчитываем длинны стволов:

l_c1 = H+0.5*m+10,м (2,4)

l_c2 = , м (2,5)

Н - проектная глубина заложения рудника, м

sin β_c – угол наклона ствола к горизонтали, град

l_c1 = 98+0,5*25+10 = 120,5 м

l_c2 = 98+0,5*25+10 / sin18⁰ = 390 м

6. По каждому варианту определяются следующие параметры схемы вскрытия: глубина вертикальных стволов; длина наклонных стволов; длины квершлагов; объемы протяженных горных выработок (вертикальных и наклонных стволов, квершлагов).

Для выше приведенных схем рассчитываем длинны квершлагов:

l_к1 = H_p + H*ctgφ +25, м (2.6)

l_к2 = H_p, м (2,7)

φ - угол сдвижения налегающих пород, град

l_к1 = 410+98+ ctg70+25 = 470 м

l_к2 = 410 м

6. Определение полной стоимости проведения горных выработок и сооружения околоствольных дворов.

Результаты расчетов по вариантам сводим в таблицу 2.1.

Таблица 2.1 – Затраты на проведение капитальных выработок

					Стоимость единицы работ, грн/м3	Затраты на проведения выработок, грн
1	2	3	4	5	6	7
Вариант 1
Верт. ствол	п =1	Sвс = 25,5	lвс = 120,5	Vвс =Sвс * lвс = 3073	kвс =65	Квс = п * Vвс * kвс =199745
ОКД	п =1	—	—	Vвсокд =1400	kокд =45	Квсокд = = п * Vвсокд * kокд =63000

1	2	3	4	5		6		7
Квершлаг	п =1	Sк =9,4	lк =470	Vк =Sк * lк =4418		kк =30		Кк = п * Vк * kк =132540
Всего								ΣК1 = = Квс+Квсокд+Кк =395285
					Вариант 2
Накл. ствол	п =1	Sнс = 19,8	lнс =390	Vнс =Sнс * lнс =7722		kнс =40		Кнс = п * Vнс * kнс =308880
ОКД	п =1	—	—	Vвсокд =450		kокд =45		Кнсокд = п * Vнсокд * kокд = 20250
Квершлаг	п =1	Sк =9,4	lк =410	Vк =Sк * lк =3854		kк =30		Кк = п * Vк * kк =115620
ВСЕГО								ΣК2 = = Кнс+Кнсокд+Кк =638010

6. Определение затрат на поддержание горных выработок.

Результаты расчетов заносим в таблицу 2.2.

Таблица 2.2 – Эксплутационные затраты на поддержание

выработок

		Стоимость поддержания 1 м вы- работки в год, грн /м в год	Срок службы выра- ботки, лет	Затраты на поддержание, грн
		Вариант1
Верт. ствол	lвс =120,5	rвс =25	t =49,2	Rвс = rвс * lвс * t =147612,5
Квершлаг	lк =470	rк =17	t =49,2	Rк = rк * lк * t =391510
Всего				ΣR1 = Rвс+Rк =539122,5
		Вариант2
Накл. ствол	lнс =390	rнс =20	t =49,2	Rнс = rнс * lнс * t = 382200
Квершлаг	lк =410	rк =17	T=49,2	Rк = rк * lк * t = 3415530
Всего				ΣR2 = Rнс+Rк =723730

6. Определение затрат на транспортирование руды по капитальным выработкам.

Результаты расчетов сводим в таблицу 2.3.

Таблица 2.3 – Эксплуатационные затраты на транспортирование

руды по горным выработкам

		Количество транспортируемой руды, т	Стоимость затрат, грн/т·м		Затраты на транспорт, тыс. грн
		Вариант 1
Верт. ствол	lвс =120,5	D =14,76*106	gвс =0,0004		Gвс = gвс * lвс * D =711432
Квершлаг	lк =470	D =14,76*106	gк =0,004		Gк = gк * lк * D =27748800
Всего					ΣG1 = Gвс + Gк =28460232
		Вариант 2
Накл. ствол	lнс =390	D =14,76*106	gнс =0,012		Gнс = gнс * lнс * D =69253920
Квершлаг	lк =410	D =14,76*106	gк =0,004		Gк = gк * lк * D =30110400
Всего					ΣG2 = Gнс + Gк =99364320

6. Определение общих капитальных затрат по каждому варианту:

К_кап.= ΣК_і + К_і, грн., (2,8)

где ΣК_і – затраты на проведение капитальных выработок, грн;

К_і – затраты на транспортное оборудование (автосамосвалы, подъемные установки), грн.

1в - К_кап.= 395285+(250000+100000)= 745285 грн

2в - К_кап.= 638010+(250000+100000)= 988010 грн

6. Определение общих эксплутационных затрат по каждому варианту:

К_эк.= ΣR_і + ΣG_і, грн, (2,9)

где ΣR_і – затраты на поддержание выработок, грн;

ΣG_і – затраты на транспортирование руды по выработкам, грн.

1в – К _эк = 539122,5+28460232 = 28999354,5 грн

2в – К _эк = 723730+99364320 = 1000088050 грн

6. Определение удельных суммарных затрат по каждому варианту:

a_i = * К_кап + ,грн/т (2,10)

a₁ = * 745285 + = 1,9 грн/т

a₂ = * 988010 + = 6,4 грн/т

где Е – коэффициент эффективности капитальных вложений;

А – производительность рудника, т;

К_кап. – общие капитальные затраты, грн;

К_экс. – общие эксплутационные затраты, грн.

Б – балансовые запасы рудного тела, т.

6. Сравнение удельных суммарных затрат. Сравниваемые варианты считаются равноценными, если выполняются следующие условия:

при а₂ > а₁: a₂ –a₁

a_{2 +} a₁ ≤ 0.1 (2.11)

6.4-1.9/6.4+1.9 = 0.54 ≥0.1

Варианты считаются не равноценными.