3 Сравнение вариантов вскрытия рудного месторождения Исходные данные для расчета

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

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

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

4. Плотность рудного тела, т/м³ (g).

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

6. Угол сдвижения налегающих пород, град. (j).

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

8. Коэффициент разубоживания руды, (р).

9. Коэффициент извлечения рудных запасов, (k_ир).

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:

, млн. т, (3.1)

где L – размер рудного тела по простиранию, м;

Н_р – размер рудного тела вкрест простиранию, м;

m – мощность рудного тела, м;

– плотность рудного тела, т/м³.

2. Определение количества добытой руды:

, млн. т, (3.2)

где k_ир – средний коэффициент извлечения рудных запасов;

р – коэффициент разубоживания руды.

3. Определение продолжительности отработки рудной залежи:

, лет, (3.3)

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

5. В масштабе 1:10000 или 1:5000 вычерчиваются схемы вскрытия по первому и второму вариантам (рис. 3.1 – 3.2).

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

Рисунок 3.1 – Схема вскрытия месторождения вертикальным стволом

1 – наклонный ствол; 2 – околоствольный двор

Рисунок 3.2 – Схема вскрытия месторождения наклонным стволом

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).

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

Результаты расчетов по вариантам сводим в таблицу 3.1.

Таблица 3.1 – Затраты на проведение капитальных выработок

Выработка	Количество выработок	Площадь поперечного сечения, м2	Длина, м	Объём, м3	Стоимость единицы работ, грн/м3	Затраты на проведения выработок, грн
1	2	3	4	5	6	7
Вариант 1
Верт. ствол	п	Sвс	lвс	Vвс =Sвс * lвс	kвс	Квс = п * Vвс * kвс
ОКД	—	—	—	Vвсокд	kокд	Квсокд = = п * Vвсокд * kокд

Продолжение таблицы 3.1

1	2	3	4	5			6	7
Квершлаг	п	Sк	lк	Vк =Sк * lк			kк	Кк = п * Vк * kк
Всего								SК1 = = Квс+Квсокд+Кк
Вариант 2
Накл. ствол	п	Sнс	lнс		Vнс =Sнс * lнс	kнс		Кнс = п * Vнс * kнс
ОКД	п	—	—		Vвсокд	kокд		Кнсокд = = п * Vнсокд * kокд
Квершлаг	п	Sк	lк		Vк =Sк * lк	kк		Кк = п * Vк * kк
ВСЕГО								SК2 = = Кнс+Кнсокд+Кк

8. Определение затрат на поддержание горных выработок.

Результаты расчетов заносим в таблицу 3.2.

Таблица 3.2 – Эксплутационные затраты на поддержание выработок

Выработка	Длина выработки, м	Стоимость поддержания 1 м выработки в год, грн /м в год	Срок службы выработки, лет	Затраты на поддержание, грн
Вариант 1
Верт. ствол	lвс	rвс	t	Rвс = rвс * lвс * t
Квершлаг	lк	rк	t	Rк = rк * lк * t
Всего				SR1 = Rвс+Rк
Вариант 2
Накл. ствол	lнс	rнс	t	Rнс = rнс * lнс * t
Квершлаг	lк	rк	t	Rк = rк * lк * t
Всего				SR2 = Rнс+Rк

9. Определение затрат на транспортирование руды по капитальным выработкам.

Результаты расчетов сводим в таблицу 3.3.

Таблица 3.3 – Эксплуатационные затраты на транспортирование руды по горным выработкам

Выработка	Длина выработки, м	Количество транспортируемой руды, т	Стоимость затрат, грн/т·м	Затраты на транспорт, тыс. грн
Вариант 1
Верт. ствол	lвс	D	gвс	Gвс = gвс * lвс * D
Квершлаг	lк	D	gк	Gк = gк * lк * D
Всего				SG1 = Gвс + Gк
Вариант 2
Накл. ствол	lнс	D	gнс	Gнс = gнс * lнс * D
Квершлаг	lк	D	gк	Gк = gк * lк * D
Всего				SG2 = Gнс + Gк

10. Определение общих капитальных затрат по каждому варианту:

К_кап.= SК_і + К_і, грн., (3.4)

где SК_і – затраты на проведение капитальных выработок, грн;

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

11. Определение общих эксплутационных затрат по каждому варианту:

К_эк.= SR_і + SG_і, грн, (3.5)

где SR_і – затраты на поддержание выработок, грн;

SG_і – затраты на транспортирование руды по выработкам, грн.

12. Определение удельных суммарных затрат по каждому варианту:

, грн/т, (3.6)

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.

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

при а₂ > а₁: ; (3.7)

при а₂ < а₁: (3.8)

В противном случае принимаем вариант с меньшим значением «а».

Исходные данные для выполнения задачи представлены в таблице А3 (приложение А).