Ку=К/А, р/т;
Ку=27594/3.5=7884 р/т.
4.3. Определение годовых эксплуатационных расходов.
Определим годовые эксплуатационные расходы на:
Поддержание СС
ссс=Ссс/100, млн.р;
ссс=24075/100=240,75 млн.р;
поддержание вскрывающих квершлагов
скв=2.5Скв/100, млн.р;
скв=3519*2.5/100=88 млн.р;
подъем руды скипами
спс=nпсНссА/100, млн.р;
Спс=200*1605*3.5/100=11235 млн.р;
электровозную откатку руды по грузовому квершлагу гор.-1375м
сэо=nэоL1А/1000, млн.р;
сэо=150*422*3.5/1000=221,55 млн.р.
Определим удельные эксплуатационные расходы на 1 т руды:
cy=åc/A, p.;
с=(240,75+88+11235+221,55)/3,5=3367 р.
4.4. Определение приведенных затрат на вскрытие:
Пр=с+нКу, р/т в год;
где: н - коэффициент эффективности капитальных вложений, н=0.12;
Пр=3367+0.12*7884=4313 р/т в год.
5. Расчет времени на проведение главных вскрывающих выработок первой
очереди строительства рудника
5.1. Определяем следующий порядок отработки месторождения.
В первую очередь разрабатываются запасы, расположенные выше гор.-1440 м. Во вторую очередь разрабатываются запасы, расположенные между гор-1510 м и гор.-1440 м.
Количество балансовых запасов, подлежащих разработке в первую очередь:
Б1=LB1mg, млн.т;
где: B1 - длина правого крыла месторождения по падению, м;
Б1=2900*259*30*3,8=85.6 млн.т.
Продолжительность отработки запасов при годовой производительности А=3,5 млн.т:
T1=Б1/Бг,=Б1/(A(l-p)/(1-n) ) , лет;
где: р - коэффициент разубоживания руды, принимаем Р=0.1;
n - коэффициент потерь руды, принимаем п=0.02;
T1=85.6/(3.5(l-0.1)/(l-0.02))=27 лет.
За это время проводятся вскрывающие выработки для второй очереди разработки месторождения.
5.2. Определяем время на проведение вскрывающих
выработок первой очереди строительства рудника.
Принимаем скорость проведения СС - 50 м в мес., скорость проведения вскрывающих квершлагов - 70 м в мес. Определим время строительства главных вскрывающих выработок последовательно одной (скипового ствола) и двумя (квершлагов и околоствольного двора) бригадами:
ТВС=Нсс/50+2L1/(2*70), мес.
ТВС=1605/50+422/(2*70)=35 мес.
6. Расчет производительности породо-закладочного комплекса (ПЗК)
Производительность ПЗК определяется исходя из объема пустот, образующихся в процессе добычи полезного ископаемого.
Определим производительность ПЗК:
Годовую
Апзкг=А/g, м3;
Апзкг=3,5*106/3,8=921 м3;
Месячную
Апзкм=921/12=76,8 тыс. м3;
Суточную
Апзкс= Апзкг/305
Апзкс =921/305=3,02 тыс.м3;
Сменную
Апзксм=Апзкс/3=3,02/3=1 тыс. м3.
7. Организация работ
Для разработки месторождения принимаем следующую организацию работ: количество рабочих дней в году - 305; число рабочих смен в сутках - 3; продолжительность работы под землей - 6 часов; режим работы скипового подъема - 2 смены в сутки. Исходя из этих условий, определим производительность рудника:
Суточную
Ас=3,5/305=11,5 тыс.т;
Сменную
Асм=11,5/2=5,75 тыс.т.
II. Выбор системы разработки по технико-экономическим показателям (ТЭП)
1. Горнотехнические и экономические характеристики месторождения
При разработке месторождения, возможно, применить один из вариантов класса систем разработки: 1) с закладкой выработанного пространства; 2) класс систем с обрушением руды и вмещающих пород без поддержания выработанного пространства.
Выбор класса систем разработки можно сделать по методике академика М. И. Агошкова. Класс систем с закладкой выработанного пространства (1) выбирают в том случае, когда экономический ущерб от потерь больше, чем возмещение за применение более дешевого класса систем разработки с обрушением (2), т.е. Уп >В, и наоборот, если условие не выполняется, то выбираем класс систем с обрушением. Следовательно, для выбора класса систем разработки необходимы расчеты двух величин экономического ущерба: экономический ущерб от потерь руды и возмещение за применение более дешевого класса систем разработки. В неравенстве Уп >В: В - возмещение за потери; Уп - ущерб от потерь при классе систем с закладкой.
Технико-экономические показатели по классам систем разработки, полученные по данным производства, сведены в таблицу 2.
Таблица 2
выборе системы разработки.
Показатель |
Условное обозначение |
Система разработки |
||
1 |
2 |
|||
Балансовые запасы, млн. т |
Б |
175 |
175 |
|
Содержание металла в балансовых запасах, % |
c |
3,5 |
3,5 |
|
Коэффициент потерь, % |
n |
2 |
20 |
|
Разубоживание руды, % |
p |
10 |
15 |
|
Себестоимость добычи 1 т руды, тыс. р. |
СД |
25 |
5 |
|
Себестоимость обогащения 1 т руды, тыс. р |
Со |
7 |
9 |
|
Себестоимость металлургического передела, тыс. р |
Смп |
50 |
50 |
|
Коэффициент извлечения металла при обогащении |
ИО |
0,8 |
0,76 |
|
Коэффициент извлечения металла при металлургическом переделе |
ИМП |
0,95 |
0,95 |
|
Цена 1 т металла, млн. р |
Ц |
10 |
10 |
|
Доля затрат на геологоразведочные работы в оптовой цене металла |
r |
0,1 |
0,1 |
Уважаемый посетитель!
Чтобы распечатать файл, скачайте его (в формате Word).
Ссылка на скачивание - внизу страницы.