25295 (686789), страница 3

Просмтор этого файла доступен только зарегистрированным пользователям. Но у нас супер быстрая регистрация: достаточно только электронной почты!

Текст из файла (страница 3)

L_л1 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.}) / Б₁ · 1000м = 0,62 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_v1 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₁ · 1000м = 8,18 м³/_1000т ,

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

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

Горизонт – 950 метров.

Длину откаточных квершлагов принимаем равной: L_{от. к-ш} = В_г2 = 355,76 м.

Длина откаточных штреков: L_ш2 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: L_{общ. от.} = 2L_ш2 + 10L_{от. к-ш} = 2200+3557,6 =5757,6

Общая протяженность вентиляционного горизонта: L_{общ. вз}= 2L_ш2+2L_{от. к-ш} = 2200+711,52=2911,5

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –950 метров:

L_л2 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.}) / Б₂ · 1000м = 0,274 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –950 метров:

L_v2 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₂ · 1000м = 3,66 м³/_1000т ,

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

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

Сечение конвейерного ствола:

S_кс = 12 м².

Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:

К_сс = Н_сс q_сс = 980 15 = 14,7 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво конвейерного ствола:

К_кс = L_кс q_кс = 989,8 2 = 1,98 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво дробильного комплекса:

К_дк = V_дк q_дк = 200 10³ 1,5 2,5 10³ = 750 млн.р.

Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:

К_кв = 2Σ L_вск q_кв = 2509,66 1,5 = 3,76 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:

К_р/сп = Н_р/сп q_р/сп = (160 + 60) 1,2 = 264 млн.р.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К = 14,7 + 1,98 + 0,75 + 3,76 + 0,264 = 21,454 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 9,3 _{тыс.р/ т}

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание конвейерного ствола:

С_кс=0,025 * К_кс= 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:

С_сс = 0,01 К_сс = 0,01 14,7 = 147 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:

С_кв = 0,025 К_кв = 0,025 3760 = 94 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на дробление руды:

С_др = А n_др = 2,3 80 = 184 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:

С_п = = = 4,51 млрд.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды конвейером:

С_пк = = = 230 млн.р.

Стоимость электровозной откатки по грузовым квершлагам гор. 900 и –950 м.:

С_э.отк = ( n _{э.отк кв} ) /1000

С_э.отк = (150 * 2 (511,3+746,53 ) / 1000 =868 млн.р.

Общие эксплуатационные затраты:

С_общ = Σ С =0,0495+0,147+0,094+4,51+0,23+0,868+0,184=6,0825 млрд.р.

Удельные эксплуатационные затраты: С_у = = = 2,64 _{тыс.р/ т}

Приведенные затраты:

П_р = С_у + К_у Е = 2,64 + 9,3 0,14 = 3,942 _{тыс.р/ т}

где Е = 0,14 – коэффициент эффективности капитальных вложений.

1. Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом, проийденным по месторождению с оставлением охранного целика.

Глубина скипового ствола: Н_сс = 1040 м.

Глубина середины месторождения: Н_ц = (850+1000)/2=925 м.

Ширина охранного целика: в = L₁ + L₂ = 315,3 +342,1 = 657,4 м.

L₁=tg 15 *(H_cc-50) + 50 =315.3 м.

L₂=tg 15* (H_cc+50)+ 50 =342.1 м.

Длина охранного целика: а = 2 L₂ = 684,2 м.

Площадь целика: S = ав = 684,2 657,4 = 449793,1 м².

Балансовый запас, оставляемый в целике:

Б_ц = V_ц γ = 8231213,74 = 32,9 млн.т.

V_ц= м_ср * S= 18,3 * 449793,1= 8231213,7 м³

Экономический ущерб оставляемый от целика:

Э_ц = Э_п Б_ц К_изв = 327000329000000.98 = 10,5 трлн.р.

Экономический ущерб, отнесенный на 1 т. извлекаемых балансовых запасов:

∆ Э_эц = Э_ц / (Б - Б_ц) = 10,5 / (70,73 – 32,9) = 277,6 тыс.р./т.

Расчет длин вскрывающих квершлагов.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L_вск1 = L₁ = 315,3м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L_вск2 = L_вск1 + L₂ = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.

Расчет технико-экономических показателей схемы подготовки откаточных и вентиляционных квершлагов.

Горизонт – 900 метров.

Д лину откаточных квершлагов принимаем равной: L_{от. к-ш} = В_г1 = 283,5 м.

Длина откаточных штреков: L_ш1 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: L_{общ. от.} = 2L_ш1 + 10L_{от. к-ш} = 2200 + 2835 = 5035 м.

Общая протяженность вентиляционного горизонта:

L_{общ. вз.} = 2L_ш1 + 2L_{от. к-ш} = 2200 + 567 = 2767 м.

Балансовые запасы горизонта:

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –900 метров:

L_л1 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.}) / Б₁ · 1000м = 0.616 м /_1000т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –900 метров:

L_v1 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₁ · 1000м = 8,18 м³/_1000т ,

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

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

Горизонт – 1010 метров.

Расчёт длин откаточных квершлагов :

L_{отк кв} = (L – L_вск2 ) / 2 = (1100 – 657,4 ) / 2 = 221,3 м.

Общая протяженность вентиляционного горизонта:

L_{общ. вз}= 2 ( L₁ + L₂ ) + 2 L =2*657,4 + 2*1100=3514,8 м .

Общая протяженность откаточного горизонта:

L_{общ. отк}= 6 221,3 + 4 (315,3+342,1)=3957,4 м.

Балансовые запасы горизонта:

Б₂' = Б - Б_ц = 70,73 – 32,9 = 37,83 млн. т

Общий коэффициент линейной подготовки для горизонта –1010 метров:

L_л2 = (L_{общ. от.} + L_{общ. вз.}) / Б₂' · 1000м = 0,2м /_т

Общий удельный объем подготовительных выработок для горизонта –1010 метров:

L_v2 = (L_{общ. от.}· S_от. + L_{общ. вз.} · S_в) / Б₂ '· 1000м = 2,6 м³/_т ,

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

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

Расчет капитальных затрат и эксплуатационных годовых затрат.

Капитальные затраты на стоительтво скипового ствола:

К_сс = Н_сс q_сс = 1040 15 = 15,6 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво вскрывающих квершлагов:

К_кв = 2Σ L_вск q_кв = 1945,4 1,5 = 2,92 млрд.р.

Капитальные затраты на стоительтво капитальных рудоспусков:

К_р/сп = Н_р/сп q_р/сп = (220 + 60) 1,2 = 336 млн.р.

Общие капитальные затраты:

К_общ = К = 15,6 + 2,92 + 0,336 = 18,856 млрд.р.

Удельные капитальные затраты:

К_уд = = = 8,2 _{тыс.р/ т}

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание скипового ствола:

С_сс = 0,01 К_сс = 0,01 15,6 = 156 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на поддержание вскрывающих квершлагов:

С_кв = 0,025 К_кв = 0,025 2920 = 73 млн.р.

Годовые эксплуатационные затраты на подъем руды скипами:

С_п = = = 4,78 млрд.р.

Общие эксплуатационные затраты на электровозную откатку:

С_э.отк = (n_{э отк}*А*2* L_{отк кв}) / 1000

С_э.отк= (150*2,3 10⁶*504,8) / 1000 = 174,2 млн.р.

Общие эксплуатационные затраты:

С_общ = Σ С = С_сс+С_под+С_кв+С_э.отк+Э_{ц .}

С_общ = 0,156+4,78+0,073+0,1742+10500= 10,51 трлн.р.

Удельные эксплуатационные затраты: С_у = = = 4,57 _{млн.р/ т}

Приведенные затраты:

П_р = С_у + К_у Е + ∆ Э_эц = 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

1. Приведенные затарты, р/т 2005,2 3942 4,84 10⁶

По приведенным затратам выбираем 1 способ:

Выбор скипового ствола

Сечение скипового ствода:

S_сс = 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 / γ_н = 33,78 / 4 = 8,4 м³

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

γ_н – насыпной вес руды, т/м³

Выбираем скип 2 СН 11-2, емкостью 11 м³, размером 16801740, грузоподъемностью 25 т.

Характеристики

Список файлов курсовой работы