Выбор системы разработки

Удельный расход аммонита № 6 ЖВ при отбойке руды скважинами диаметром 105 мм. на руднике им. Матросова  б. ПО «СевероВостокЗолото» в Магаданской области.

Таблица № 4

Коэффициент крепости  ʄ	6-8	8-10	10-12	12-14	14-16	16-18	18-20	20 и более
Уд. Расход ВВ кг/м3	0,9-1,0	1,0-1,1	1,1-1,2	1,2-1,3	1,3-1,4	1,4-1,5	1,5-1,6	1,6-1,7

 

е = , ед

 

Р_э – работоспособность эталонного ВВ – аммонита № 6 ЖВ, см³

Р_ф– работоспособность применяемого ВВ, см³

k₁ – коэффициент, учитывающий схему расположения скважин, равный 1,0 при параллельном расположение и 1,1-1,2 при веерном расположении:

k₂– коэффициент, учитывающий условия взрывания:

при одной обнаженной поверхности  k₂ = 1,0 , при двух поверхностях k₂=0,7-0,9  и при отбойке в зажиме k₂ = 1,2-1,3;

k₃– коэффициент, учитывающий плотность заряжания; при заряжание патронированными ВВ принимать равным  1,0, при пневмозаряжании  принимать равным 0,9-0,95;

k₄– коэффициент, учитывающий диаметр скважин; при диаметре 105 мм равен 1,0, при других – определяется по формуле.

k₄=* М , при монолитных породах М=1,0 и М=0,5 при трещиноватых

2.2 Показатели скважинной отбойки руды

 

 

Удельный расход ВВ «q» принимается на основание результатов расчета удельного расхода ВВ – «q»

Выход руды с 1 п.м. скважины, м³/м:

δ=, м³/м

Где:

k_зап – коэффициент заполнения скважин.

При параллельной схеме заполнения, скважин k_зап =0.85-0.95;

При веерной схеме расположения k_зап  =0,75-0,85

При ярусном k_зап =0,60-0,75

Меньшие пределы величины «k_зап» соответствует меньшим глубинам скважин.

 

Δ – количество в 1 м скважины, кг/м

Δ = 0,785*d²*ρ , кг/м

d – диаметр скважины, м;

ρ – плотность ВВ, кг/м³

для аммонита №6 ЖВ ρ=1000 кг

 

Производительность труда  бурильщика бурового станка, м³/м

Р_бур = δ * Н_бур= 5,3*11,31=59,94 , м³/м

Где:

Н_бур – сменная норма выработки при бурении скважин, м/см;

Н_бур = , м/см

 

Т_см – продолжительность смены, мин

Т_п3 – время подготовительно-заключительных операций, Т_п3= 35 мин.

Т_лн – время на личные надобности, Т_лн = 10 мин.

К_отд – коэффициент учитывающий время на отдых, К_отд = 0,95

 

Наименование работ	Рудная масса							Порода			Балансовые запасы
	Площадь, м2			Длина	Добыто			Площадь	Длина	Объем
	Общая	По руде	По породе		Руда	Порода	Всего	м2	м	м3
Подготовка
Лебедочная камера	6	6		6	115,2		115,2			36
Штрек скреперования	4	4		35	448		448			140
Ниши восстающего	4,68	4,68		2,5	37,44		37,44			23,4
Восстающий	4,2	4,2		50	672		672			420
Итого	18,88	18,88		93,5	1272,64		1272,64			619,4
Нарезные  работы
Шниши дучек	3,06	3,06		2,5	24,48		24,48			38,25
Дучки	2,04	2,04		6	39,168		39,168			61,2
Подрезной штрек и подрезка	4,8	4,8		35	537,6		537,6			168
Разворонка					306,56		306,56			95,8
Опережающий восстающий	2,04	2,04		27	352,51		352,51			110,16
Ходки	4	4		3	76,8		76,8			168
Подэтажный штрек	4	4		47,5	608		608			190
Рудоспуск	2,89	2,89		18,5	171,09		171,09			53,47
Итого	15,94	15,94		73,5	2116,21		2116,21			884,875
Очистные  работы
Отбойка	165,6	157,32	8,28	41			6789,6
Выпуск руды	182,16	157,32	24,84	41	18125,5	2612,3	20737,8
Итого					18125,5	2612,3	20737,8
Выемка целиков
Отбойка					2776,76	124,87	2901,63
Выпуск руды					4442,82	539,45	4982,27
Итого					4442,82	539,45	4982,27
Всего					25957,17	3151,75	29108,92

 

2.3 Очистные работы

а) Отбойка руды:

S₀ = l_оч *(m + ∆m_вып)= 41,4*(3,8+0,2) = 165,6 м² (1.25)

 

S_p = l_оч.к * m = 41,4*3,8 =157,32  м² (1.26)

 

S_n = S₀ – S_p = 165,6-157,32 = 8,28  м² (1.27)

 

V_отб  = S₀ * h_оч = 165,6*41 = 6789,6 м³ (1.28)

 

б) Выпуск руды:

S₀ = l_оч *(m + ∆m_вып + ∆m_вып) = 41,4*(3,8+0,2+0,4) = 182,16 м² (1.29)

 

S_p = l_оч.к * m= 41,4*3,8=157,32 м² (1.30)

 

S_n = S₀ – S_p= 182,16-157,32=24,84 м² (1.31)

 

Q_оч = (S_p*h_оч.к.*ᵞ_р – 2Q_{опер.восст.} – Q_ходк – Q_под.ш – Q_руд.)*К_н= (157,32*41*3,2 – 2*352,51 – 76,8 – 608 – 171,09)*0,95 = 18125,5 т (1.32)

 

R_оч = S * h * ᵞ * K_н =24,84*41*2,7*0,95=2612,30 т (1.33)

 

где K_н  - 0,95 – коэффициент извлечения руды при очистных работах

 

Д_оч = Q_оч + R_оч = 18125,5+2612,3 = 20737,8 т (1.34)

 

Балансовые:

 

Б= m*Н_э*L_бло*ᵞ_р= 3,8*50*50*3,2=30400 т (1.35)

 

Выемка целиков:

 

а) Отбойка:

_{= [Б  – (}Q_п + Q_н + Q_оч)]:ᵞ_p = м³ (1.36)

_{= [} * ] :ᵞ_п = м³ (1.37)

V_отб = _{+ м}³ (1.38)

 

б) Выпуск руды (целики):

 

Q_ц = [Б – (Q_п + Q_н + Q_оч)]*К_ц = м (1.39)

 

= * Q_ц = *4442,82=539,45  т (1.40)

= Q_ц + R_ц=4442,82+539,45=4982,27 т (1.41)

 

Общая добыча рудной массы:

Д = Q + R (1.41)

 

Q = Q_п  +Q_н  +Q_оч +Q_ц= 1272,64+2116,21+18125,5+4442,82=25957,17 т (1.42)

 

R = R_п +R_н +R_оч +R_ц=0+0+2612,3+539,45=3151,75 т (1.43)

 

Д = Д_п +Д_н +Д_оч +Д_ц=1272,64+2116,21+21040,17+4925,24=29108,92

т (1.44)

 

Проверка по балансовым запасам

Расчетные:

  Б = m * H_э *L_бл *ᵞ_р=30400 м (1.45)

Фактическое:

  Б_ф = Q_п + Q_н + Q_оч/0.95 + Q_ц/0.5= т (1.46)

Б = Б_ф (1.47)

 

30400 =31353

 

Вывод: при сравнение расчетного балансового запаса с фактическим  расхождение составило 3,13%.

 

2.4 Показатели использования недр при разработке месторождений полезных ископаемых

 

Балансовые запасы руды:

 

Б = L_б * Н_э * m * ᵞ_p=30400 т. (1.48)

 

Содержание металла в рудной массе:

 

α^/ = (Q*α + R*α^||) / Д = г/м (1.49)

 

Потери руды:

- абсолютные: П = Б – Q=30400-25957,17=4442,82 т. (1.50)

 

- относительные: п_о = П/Б=4442,82/25957,17=0,171 ед. (1.51)

 

Потери металла:

- абсолютные: П_м = П*α=4442,82*10=44428,2 грамм (1.52)

 

- относительные: п_м = . (1.53)

 

Разубоживание:

Коэффициент видимых потерь качества (видимое разубоживание)

τ₁ = ед. (1.54)

Коэффициент засорения руды

τ₂ = ед. (1.55)

Коэффициент примешивания

τ₃ = ед. (1.56)

Коэффициент истинного разубоживания

τ₄ = ,108 ед. (1.57)

 

Качество горных пород:

3. Коэффициент извлечения металла из недр

К_н = 1 – п_м=1-0,146=0,854 ед. (1.58)

 

4. Коэффициент изменения качества:

 

- видимого: К_к1 = = 1 – τ₁=1- 0,108 = 0,892 ед. (1.59)

 

 

- истинного: К_к4 =  1 - = 1 – τ₄ = 1- 0,108 = 0,892, ед. (1.60)

Выход рудной массы:

- видимый: К_δ1 = К_н / К_к4 = ед. (1.61)

- истинный: К_δ4 = К_н/К_к4 = ед. (1.62)

 

К_δ4 = К_n (1.63)

Где: К_n –коэффициент погашения балансовых запасов, он показывает сколько тон рудной массы позволяет погасить одна тонна балансовых запасов.

 

 

 

 

 

 

 

2.5 Расчет общих расходов на добычу руды

Таблица 5 – Расчет общих расходов на добычу руды

	Стадии  Работ	Параметры				Себестоимость Единицы Руб/м3	Общие Расходы Т.р.
		Площадь	Длина	Объем	Вес
1	Подготовка Лебедочная камера Штрек скреперования Ниши восстающего Восстающий			36 140 23,4 420		3,33 3,33 3,33 10	119,88 466,2 78 4200
	Итого			619,4			4864,08
2	Нарезные работы Ниши дучек Дучки Подрезной штрек и подрезка Разворонка Опережающий восстающий Ходки Подэтажный штрек Рудоспуск			38,25 61,2   168 95,8   110,16 24 190 53,47		3,33	127,37 203,8   559,44 319,01   366,83 79,92 632,7 178,05
	Итого			641,41			2467,12
3	Очистные работы Отбойка руды   Частичный выпуск и выпуск рудной массы			6789,6	20737,8	0,97   0,08	6585,91   1659,02
	Итого						8244,93
4	Выемка целиков Отбойка руды Выпуск руды			2901,63	4982,27	0,97 0,08	2814,58 398,58
	Итого						3213,16
	Всего						18789,29

 

Расчет общих расходов на добычу руды

 

 

Себестоимость добычи 1 т. рудной массы – С_доб.

С_доб = 0,645 тыс.руб/т (1.64)

∑ С_доб = ∑С_подг + ∑С_нер + ∑С_оч + ∑С_цел=18789,29 тыс. руб. (1.65)

∑С_оч = ∑С_отб.оч + ∑С_вып.оч = 6585,91 + 1659,02=8244,93 тыс.руб. (2.10)

 

 

Подготовка блока

Штрек скреперования:

∑С_штрек = V_штрек * С_штрек= 140 * 3,33 =466,2 тыс. руб. (1.67)

Восстающий:

∑С_восст = V_восст * С_восст = 420 * 10=4200 тыс. руб. (1.68)

Ниши восстающего:

∑С_ниши.в = V_ниши.в * С_ниши.в = 23,4 * 3,33= 78 тыс. руб. (1.69)

Лебедочная камера:

∑С_леб.к = V_леб.к * С_леб.к = 36 * 3,33= 119,88 тыс. руб. (1.70)

Общие расходы на подготовку блока:

∑С_подг = ∑С_штрек  + ∑С_восст + ∑С_ниши.в+ ∑С_леб.к= 466,2+4200+78+119,88= 4864,08 тыс. руб. (1.71)

 

 

Нарезные работы блока

 

Ниши дучек:

∑С _{н. дучек} = V_{н. дучек} * С_{н. дучек}=38,25*3,33=127,37 тыс. руб. (1.72)

 

Дучки:

∑С_дучек = V_дучек * С_дучек=61,2*3,33=203,8 тыс. руб. (1.73)

 

Подрезной штрек и подрезка:

∑С_{подр. шт} = V_{подр. шт.} * С_{подр. шт}=168*3,33=559,44 тыс. руб. (1.74)

Разворонка:

∑С_{развор.} = V_{развор.}* С_{развор.}=95,8*3,33=319,01 тыс. руб. (1.75)

Опережающий востающий:

∑С_{о. вост.} = V _{о. вост.} * С _{о. вост.} =110,16*3,33=366,83 тыс. руб. (1.76)

Ходки:

∑С_ходки = V_ходки * С_ходки=24*3,33=79,92 тыс. руб. (1.77)

Подэтажный штрек:

∑С_под.шт. = V _под.шт. * С _под.шт.=190*3,33= 632,7 тыс. руб.

Рудоспуск:

∑С_руд. = V_руд. * С_руд. = 53,47*3,33= 178,05 тыс. руб.

Общие расходы на нарезку блока:

∑С_подг = ∑С_{н. дучек}  + ∑С_дучек + ∑С_{подр. шт}+ ∑С_{развор.} + ∑С_{о. вост.}+ ∑С_ходки +∑С_под.шт. + ∑С_руд. = 127,37+203,8+559,44+319,01+366,83+79,92+632,7+178,05= 2467,12тыс.руб. (1.78)

2.6 Экономические показатели для оценки системы разработки с подэтажными штреками

Цена металла  Ц = 1668,6 руб.;

Себестоимость очистных работ.

1. Отбойки (подрезки):

  , т.руб/м³ (1.79)

Где - производительность бурильщика, м³/смену;

,   м³/смену (1.80)

  - выход руды с 1 п.м. шпура,   м³/м;

 м³/ш.м. (1.81)

Себестоимость :

- транспортирования и подъема  руды С_транс+С_под = 40  руб/тон; (1.82)

- перевозка руды до обогатительной  фабрики С_пер=100  руб/тон;

- обогащение руды на обогатительной  фабрики С_обогащ =210 руб/тон ;

- по прочим платежам С_проч  =290 ,руб/тон ; (1.83)

2.7 Прибыль при погашении 1 т балансовых запасов Р_вал (валовая)

  руб/т (1.84)

Где  - содержание металла в рудной массе, г/т;

- коэффициент  извличения металла при переработке  рудной массы на обогатительной  фабрике, ед. ;

- рыночная цена металла,  руб/г;

- себестоимость добычи  и переработки руды, руб/т;

  руб/т (1.85)

где  – себестоимость добычи руды в блоке, руб/т;

- себестоимость  транспортировки руды до ствола, руб/т;

- себестоимость  подъема руды на поверхность,  руб/т;

- себестоимость  перевозки руды до обогатительной  фабрики, руб/т;

- себестоимость  обогащения руды, руб/т;

 – себестоимость  по прочим платежам, руб/т;

К_п – коэффициент погашения балансовых запасов, руб/т;

  (1.86)

П- коэффициент потерь руды в балансовых запасах, ед;

r₁ – коэффициент разубоживания, ед;

 

Чистая прибыль:

Извлекаемая ценность с 1 т погашаемых балансовых запасов.

  руб/т (1.87)

Товарная себестоимость погашения 1 т балансовых запасов:

  руб/т (1.88)

= 1,18

Технологическая себестоимость погашения 1т балансовых запасов:

 

= 1285 * 0,67 = 860,95   руб/т (1.89)

С – себестоимость добычи и переработки 1 т руды;

Валовая прибыль:

  руб/т (1.90)

 

Налоги из валовой прибыли:

  руб/т (1.91)

Налогооблагаемая прибыль:

 – 4045,45= 2696,97  руб/т (1.92)

Налоги на прибыль:

, руб/т (1.93)

Чистая прибыль:

, руб/т (1.94)

Где  0,2- нагалог на прибыль, 20 %;

0,6 – налоги из валовой прибыли  ( 60% от валовой прибыли)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В результате проведенных расчетов по выбору системы разработки мы пришли к выводу. Что: при применении системы с магазинированием руды чистая прибыль будет равна рублей с тонны, а в случаи системы с подэтажными штреками . Таким образом, при сравнении чистой прибыли система с магазинированием руды оказалась выгоднее на 38,71%. Делаем вывод, что система разработки с магазинированием руды выгоднее.  Также стоит отметить что дальнейший выбор системы будет обусловлен рядом других факторов, нерассмотренных в данной курсовой работе.