Автор работы: Пользователь скрыл имя, 05 Марта 2014 в 10:21, курсовая работа
Суверенная Республика Казахстан обладает огромными запасами сырьевых ресурсов. Горная промышленность одна из ведущих отраслей народного хозяйство, в которой цветная металлургия занимает первостепенное значение. Без соответствующего уровня развития горнорудной промышленности невозможен быстрый рост тяжелой индустрии и экономики Казахстана в целом.
Значительные разведанные запасы полезных ископаемых, мощные рудники и обогатительные фабрики, высококвалифицированные кадры горняков, сложившаяся научная база – все это значительный потенциал, рациональное использование которого станет надежной основой экономической самостоятельности Республики.
Qпод .кв. = 2 * К под.кв. * Lср.кв.* ta (2.30)
где Кпод.кв - стоимость поддержания квершлагов 1п.м. в год ,
Кпод.кв. = 2000тг/п. * м.. в год;
T ср.кв. = 911,5 – средняя длина квершлагов.
t э – время отработки этажа .
tэ = Т / n (2.31)
где n = 4 – число квершлагов;
t э = 18/4 = 4,5 года
Qпод.кв = 2*2000 * 911,5 * 4,5 = 16407000тг
Эксплуатационные затраты на откатку руды по квершлагам к стволу:
Qотк = Котк * L ср * Бз * (1- п) (1-р) (2.32)
где Котк. - стоимость откатки 1т руды на 1м,
Котк = 0,0003тг/ т * м,
Бз = 52819200 т – балансовые запасы,
п = 0,2 – потери,
р = 0,07 - разубоживание,
Qотк = 0,0003 * 911,5 * 52819200 * (1 – 0,2 ) / (1- 0,07 ) = 124213328тг
Эксплуатационные затраты на откатку руды по квершлагам к стволу на поверхность,
Qпад = Кпод' * Нк' * Бз * ( 1- п ) ( 1- р ) (2.33)
где Кпод – стоимость подьема 1т руды на 1м, Кпод. = 0,0012тг/т*м;
Qпод = 0,0012 * 513 * 52819200 * ( 1-0,2)/(1-0,07) = 2796330тг.
Эксплуатационные затраты на водоотливов:
Qвод = Квод * Нк * Бз * ( 1- п)/(1-р), (2,34)
где Квод – стоимость водоотлива по стволу на 1м высоты,
Квод = 0,001тг/м3
Qвод = 0,001 * 513 * 52819200 * (1 – 0,2 ) / (1 -0,07 ) = 23302775тг
б) Вскрытие наклонным стволом с транспортированием руды самосвалами
а) Капитальные затраты
Затраты на проведение наклонного ствола.
Qпр.н.с.= К пр. н. с.*Sc * Lc , (2.35)
где Кпр.н.с. – стоимость проведения 1м3 наклонного ствола, Кпр.н.с.=-950тг/м3
Sc – сечение наклонного ствола ( принимаем по самой крупной технике , проходимой по наклонному стволу (TORO – 400 ), Sc = 20,2м2:
Lc = 3755м- длина наклонного ствола,
Qпр.н.с. = 950*20,2 * 3755 = 72058450 тг
Затраты на приобретение и содержание автосамосвалов.
Qоб = (Ко – Кх ) * Na (2.36 )
где Ко – 80000000 тг – стоимость одного самосвала TORO – 40D;
Кх – стоимость хранения ( стоянки ) одного самосвала, Кх = 750 тг,
Na = инвентарное число самосвалов для транспортирования руды:
Na = ( А * Кнер * Ки ) / ( 2 * 365 * Асм ), (2.37 )
где Кнер = 1,15 – коэффициент неравномерности работы самосвалов;
Ки = 1,2 коэффициент инвентарности
2- число рабочих смен в сутки,
365 - число рабочих дней в году,
Асм – сменная производительность самосвала.
Асм = (1см * qa ) / (2 * Lc ) (2.38 )
где 1см – сменный пробег самосвала, по данным практики 1см = 70км.;qа= 40т – грузаподьемность самосвала .
Асм = ( 70 * 40 ) / (2 * 3,755 ) 373 т/см
Na = ( 5000000 * 1,15 * 1,2 ) / (2 * 365 * 373 ) = 25
Qоб = ( 80000000 + 750 ) * 25 = 2000018750 тг
б) Эксплуатационные затраты на поддержание наклонного ствола.
Qпод.н.с. = Кпод.н.с.* Т* Lc
где Кпод.н.с. = 2400тг/п.м. в год – затраты на поддержание наклонного ствола
Qпод.н.с. = 2400 * 18 * 3755 = 162216000 тг
на транпортирование руды самосвалами:
Q'тр = 1см * ( С1 + С2 ) / ( 1000 * Асм ) + С3/Асм, (2.39)
где С1 – коэффициент затрат на обслуживание и ремонт автомашин,
С1 = 20тг/км;
С2 - коэффициент затрат на ГСМ, С2 = 4тг/км;
С3 – средняя заработная плата водителя за смену; С3 = 700тг/см;
Q'тр. = ( 70 (20 +4 ))/ (1000 * 373 ) + 700/373 =2 тг/т *км
Qтр. = Q'тр * Д * Lc/1000, (2.40)
где Д = 45424512 т – добываемая руда;
Qтр .= 2 * 45424512 * (3755/1000) = 341138085 тг
Затраты на водоотлив
Q вод = К вод * Д, (2.41)
где К вод = 0,12 тг/м3 – стоимость водоотлива, приходящегося на 1 т руды при высоте нагнетания в 1м.
Q вод = 0,12 * 3,755 * 45424512 = 20468285 тг
Стоимость 1 км дороги наклонного ствола с цементно-бетонным покрытием при ширине проезжей части 5 м 350000 тг. Тогда общая стоимость дороги:
Q дор = 350000 * Lc (2.42)
Q дор = 350000 * 3,755 = 1314250 тг
Данные по затратам приводим в таблице:
Технико-экономические показатели вариантов вскрытия
Таблица 2.1.
| ||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||||
Оптимальный вариант определяем по минимальным удельным суммарным затратам:
q = (2.43)
Где ∑3 – общие затраты,
- для 1 – го варианта
-для II го варианта
q2 > q1
Значит с экономической точки зрения второй вариант нецелесообразен. Поэтому по наименьшим удельным суммарным затратам принимаем вариант вскрытия вертикальным стволом.
Достижение проектной мощности по добыче руды в большой степени зависит от организации бесперебойного транспортирования руды. Исходя из этого применяем групповое вскрытие вертикальными стволами с применением концентрационного горизонта, что дает следующие преимущества:
- концентрируется откатка руды с верхних горизонтов на одном, что способствует более экономичному использованию шахтного оборудования;
- максимально загружает дробильный комплекс и подъем главного ствола;
- значительно снижается себестоимость 1 тонны руды.
Место заложения ствола определяет по методу профессора Соболевского и выбираем, исходя из следующих соображений ,
- по средневзвешенному центру тяжести рудной залежи, сокращения подземной откатки,
- уменьшение запасов руды в охранном целике ствола,
- удобства площадки для размещения надшахтных сооружений,
- осуществление проветривания по фланговой схеме при всасывающем способе вентиляции.
Вскрытие принимаем одноступенчатое, проходка ствола осуществляется сразу на всю глубину.
Для обеспечения нормальной деятельности рудника необходима в течение всего срока существования непрерывно вести горно-капитальные и подготовительные работы.
2.5.1. Основные вскрывающие выработки.
Рудничное поле вскрывается вертикальными скиповами , клетьевым, грузововым и вентиляционными стволами , расположенными на фланге месторождения.
Скиповой ствол предназначен для выдачи руды и пеороды на поверхность. Диаметр ствола 6,6 мм в черне , 6м в свету.Толщина бетонной крепи 300 мм. Ствол имеет два скипа емкостью 20м3. Расположение скипов выбрано с учетом их разгрузки на поверхности в бункере с последующей погрузкой руды в железнодорожные вагоны и отправкой на обагатительную фабрику.
Клетьевой ствол предназначен для спуска-подъема людей и малогабаритных материалов. Ствол оборудован клетью с противесом и ходовым отделением, в котором расположены трубы и силовые кабеля. Диаметр ствола 5,6 м в черне, 6 м в свету. Толщина бетонной крепи 300 мм.
Грузовой ствол служит для спуска- подъема крупногоборитной техники, механизмов, материалов, а также для подачи в подземные горные выработки свежего воздуха. Диаметр ствола 8,7 м в проходке и 8 м в свету, толщина крепи 350 мм.
Вентиляционные стволы предназначены для выдачи загризненного воздуха из шахты. Стволы имеют сечение в свету 10 м2.
Произведем проверку сечения вентиляционного ствола по условию вентиляции. Скорость воздуха в стволе:
где Асут = 14000 т/сут – суточная производительность рудника,
К3 = 1,1 – коэффициент запаса воздуха,
qсут = 0,4 м3 / мин – норма подаваемого в шахту воздуха на 1 т суточной добычи,
Scm = 10 м 2 – сечение вентиляционного ствола,
U = 14000 * 1,1 * 0,4 = 10,3 м/сек
60 * 10
По правилам безопасности такая скорость удовлетворяет условию вентиляции, т. к. она не должно превышать 12м/с.
2. 5.2. Околоствольный двор
В соответствии с годовой производительностью для обеспечения пропускной способности околоствольный двор шахты принят кольцевой.
В пределах околоствольного двора располагаются следующие камеры: насосная, электроподстанция противопожарная, электровозное депо, камера опробования, ожидания, медпункт.
Кроме того, имеются камеры опрокида, бункера, камера подземной дробилки, дозаторная камера.
Камера электровозного депо размещается между ветвями околоствольного двора и имеет два независимых выхода, оборудованных противопожарными дверями.
Объем электровозного депо:
Vэ.д. = L *B * H, (2.45)
где : L= 22м –длина депо с учетом размещения трех электровозов:
В = Н = 2,4 м – ширина и высота камеры:
V э.д. = 22 * 2,4 * 2,4 = 127 м3
Вагонное депо с одновременным размещением 10 вагонеток:
Vв.д. = L * B * H, (2.46)
где: L = 22,7 м – длина депо,
В = Н = 2,4 м;
V в.д. = 82,7 * 2,4 * 2,4 = 477 м3
Камера противопожарного инвентаря:
V п.и.= L *B* H,
где: L= 10 м – длина камеры;
В= 5,75 м – ширина камеры;
H= 2.4 м – высота камеры;
V п.и.= 10*5.75*2.4 = 138 м3
Объем выработок для грузовой и порожней ветвей:
Vг.в.=1,5 * 92,7 *10,5 = 1460 м3
Vп.в =1,5 * 92,7 *10,5 = 1460 м3
Объем выработок на поворотах:
Vп= 2200м3
Объем камеры ожидания:
V к.о.= L *B* H,
где L= 17.5м, B= 2м, Н = 2.2 м;
V к.о.=17.5 * 2*2.2*77м3
Объем насосной камеры: Vн.к.= L * B * H, (2.49)
где L= 24м; B=5м; H= 5м;
Vн.к.= 24*5*5 = 600м3
Объем водосборника,состоящего из двух выработок, рабочей и резервной
Vвод.=Sв*1, (2.50)
где Sв=16м2- сечение водосборника;
1=60v- длина водосборника;
Vвод.= 16*60 = 960м3
Общий объем водосборников
Vобщ.вод.= 2*960= 1920м3
На выбор системы разработки влияют такие важнейшие горногеологические факторы:
1.постоянные – мощность рудного тела,угол падения, глубина разработки,устойчивость руды и вмещающих пород;
2.переменные – ценность рудного состава, вмещающих пород, гидрогеологические условия.
От принятой разработки зависят также такие важнейшие показатели работы рудника, как производительность труда горнорабочего, себестоимость добычи руды, величина потерь и разубоживания при добыче, затраты и величина потерь при переработке, количество и себестоимость конечной продукции горного предприятия (концентрата и металла) величина приведенных затрат и размер получаемой прибыли. Поэтому выбор системы разработки и ее конструктивных элементов представляет одну из самых ответственных задач как для проектируемого, так и для действующего рудника.
Информация о работе Подземная разработка полезных ископаемых