1.4  Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.


Балансовые запасы, Б 70,73 млн.т.

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 добычи 1 т. руды, Сд 180 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.

Оптимальные потери руды при разработке, n 2% Оптимальные потери руды при разубоживании, р 10%

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 ,

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 = ( nэ.отккв ) /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.


Информация о работе «Промышленная оценка, вскрытие, подготовка рудного месторождения»
Раздел: Геология
Количество знаков с пробелами: 29664
Количество таблиц: 0
Количество изображений: 0

Похожие работы

Скачать
127812
23
0

... по простиранию - 750; -  в наносах - 500; -  в твердеющей закладке - 600. 4. вскрытие запасов орловского месторождения ниже 11 горизонта   В настоящем проекте в рассмотрено несколько вариантов вскрытия запасов нижних горизонтов Основного рудного тела и залежи «Новая». При рассмотрении вариантов вскрытия учитывалось фактическое состояние горных работ и возможное их развитие ...

Скачать
121770
34
1

... .страх, грн 0,96 Стоимость материалов, грн 3.95 Стоимость энергии, грн 0,77 Амортизационные отчисления, грн 0,24 Себестоимость 1 т. руды 8.32 Специальная часть.   2. Подготовка и организация массового взрыва в блоке   2.1 Понятие о массовом взрыве в шахте Очистка отбойка выполняется большим количеством зарядов, число которых ограничивается устойчивостью кровли, размерами залежи и ...

Скачать
118497
10
3

... , Папуа-Н. Гвинея). В России обеспеченность выявленными запасами золота даже при увеличении его добычи составляет несколько десятилетий. В отличии от других стран наибольшее количество известных крупнейших месторождений золота России приурочено к миогеосинклинальным складчатым областям. Все они относятся к прожилково-вкрапленным рудам. Общие запасы в них оцениваются в 2600 т., из которых пока ...

Скачать
114947
6
0

... с другом. Методика разведки месторождений никеля. Группировка месторождений по сложности строения. Плотность сетей при разведке никелевых месторождений. В соответствии с Классификацией ГКЗ месторождения никеля по природным геологическим особенностям и сложности разведки разделяются на четыре группы (пять подгрупп). Для разведки месторождений каждой из подгрупп требуются свои методические ...

0 комментариев


Наверх