Розрахунки коефіцієнтів розкриття
|
№ уступу кар’єру |
Граничний коефіцієнт розкриття, Кгр, м3/т. |
Глибина кар’єру, Hк, м |
Контурний коефіціент розкриття, Кк, м3/т. |
|
1 |
3,08 |
30 |
0,56 |
|
2 |
3,08 |
50 |
0,78 |
|
3 |
3,08 |
70 |
1,18 |
|
4 |
3,08 |
90 |
1,57 |
|
5 |
3,08 |
110 |
1,96 |
|
6 |
3,08 |
130 |
2,35 |
|
7 |
3,08 |
150 |
2,74 |
|
8 |
3,08 |
170 |
3,13 |
3.11. За результатами розрахунків будуємо залежності граничного Кгр і контурною Кк коефіцієнтів розкриття від глибини кар’єру Нк (Рис. 3.1.). З графіку визначаємо, що теоретична глибина кар’єру дорівнює 168 м, практично максимальну глибину кар’єру приймаємо рівною не 168м, а 170м.
3.12. Наносимо контури максимальні контури покладу на поперечному розрізі та плані покладу (Рис. 3.2.)
3.13. Визначаємо балансові запаси руди, що підлягають відпрацюванню відкритим способом:
,
т.
т.
3.14. Визначимо запаси руди, що підлягають відпрацюванню підземним способом Бп. Так як охоронні цілики не залишаємо, то
,
т.
т.
Таким чином, верхня межа підземних гірничих робіт співпадає з максимальною глибиною кар’єру і складає в даному випадку 170м.
Балансові запаси при відпрацюванні відкритим способом складають 14,7млн.т, балансові запаси при відпрацюванні підземним способом становлять 61,4 млн.т.
Рис. 3.1. Залежність граничного Кгр і контурного Кк коефіцієнтів розкриття від глибини кар’єру Нк.
План поверхні
покладу
Контури кар’єру
Рис. 3.2. Поперечний розріз і план покладу з нанесенням контурів кар’єру.
РОЗДІЛ 4. ОБҐРУНТУВАННЯ ПРОЕКТНОЇ ПОТУЖНОСТІ ТА ТЕРМІНУ СЛУЖБИ ШАХТИ
4.1. Визначимо орієнтовне значення економічно доцільної річної потужності шахти (рудника) за емпіричною формулою:
,
млн.т.,
млн.т.
4.2.
Підраховуємо можливі межі зміни річної
потужності: мінімальну
та максимальну
,
тобто
.
У
вказаних межах добираємо 11 значень
річної потужності, починаючи з
з інтервалом змін
:
млн.т./рік,
де N = 11 – кількість варіантів розрахунку.
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік,
млн.т./рік.
4.3. Визначаємо за емпіричною формулою питомі капітальні витрати:
,
грн/т,
для рудників кольорової металургії tk=41.69 та T=0.314.
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т.
4.4. Знаходимо добуток коефіцієнта ефективності капітальних витрат на питомі капітальні витрати:
,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т.
4.5. Визначаємо загальну суму капітальних витрат:
,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.,
млн.грн.
4.6. Встановлюємо величину погашення капітальних витрат на 1 т балансових запасів руди:
,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т.
4.7. Підраховуємо повну собівартість видобутку 1 т руди підземним способом в залежності від величини Аі та прийнятої системи розробки:
,
грн/т,
=
4,
згідно таблиці 2[3].
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т.
4.8. Визначаємо приведені витрати на 1 т видобутої руди:
,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т,
грн/т.
4.9. Розраховуємо приведену економічну ефективність використання балансовихзапасів:
,
дол.од., (значення П, Р беремо з таблиці
2 [3]).
грн/т.
дол.од.=42.9%
дол.од.==46.1%
дол.од.==49.4%
дол.од.==52.6%
дол.од.==55,2%
дол.од.==57.2%
дол.од.==56.6%
дол.од.==56.3%
дол.од.==56.2%
дол.од.==56.1%
дол.од.==56%
4.10. Підсумки розрахунків економічної доцільної потужності шахти зводимо в таблицю 4.1.
Таблиця 4.1.