Выбор системы разработки

 

1.4 Объем подготовительно- нарезных  и очистных работ

Таблица 2 – Объем подготовительно  нарезных и очистных работ

Наименование работ	Рудная масса							Порода			Балансовые запасы
	Площадь, м2			Длина (высота) м	Добыто, т			Площадь	Длина	Объем
	Общая,  So	По руде, Sp	По породе, Sп		Руда,         Q	Порода,  R	Всего,    Д	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			336
Итого					1272,64		1272,64			535,4
Нарезные  работы
Ниши 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		352,15			110,16
Ходки	4	4		3	537,6		537,6			168
итого					1797,92		1797,92			641,41
Очистные  работы
Отбойка	165,6	157,32	8,28	41			6189,6
Выпуск руды	182,16	157,32	24,84	41	18427,87	2612,3	21040,17
Итого					18427,87	2612,3	21040,17
Выемка целиков
Отбойка					2781,74	111,63	2893,27
Выпуск руды					4450,78	474,26	4925,24
Итого					4450,78	474,24	4925,02
Всего					25949,21	3086,54	29035,97

 

1.5 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)*К_н= (157,32*41*3,2 – 2*352,51 – 537,6)*0,95 = 18427,87 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 = 18427,87+2612,3 = 21040,17 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 = *4377,11=474,24 т (1.40)

= Q_ц + R_ц=4450,78+474,24=4925,02 т (1.41)

 

Общая добыча рудной массы:

Д = Q + R (1.41)

 

Q = Q_п  +Q_н  +Q_оч +Q_ц= 1272,64+1797,92+18427,87+4450,78=25795,5 т (1.42)

 

R = R_п +R_н +R_оч +R_ц=0+0+2612,3+474,24=3086,24 т (1.43)

 

Д = Д_п +Д_н +Д_оч +Д_ц=1272,64+1797,92+21040,17+4925,24=29035,97 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 =31369

 

Вывод: при сравнение расчетного балансового запаса с фактическим  расхождение составило 3,18%.

 

1.6 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=30400-25949,21=4450,79 т. (1.50)

 

- относительные: п_о = П/Б=4450,79/25949,21=0,171 ед. (1.51)

 

Потери металла:

- абсолютные: П_м = П*α=4450,79*10=44507,9 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 = ,106 ед. (1.57)

 

Качество горных пород:

1. Коэффициент извлечения металла из недр

К_н = 1 – п_м=1-0,171=0,829 ед. (1.58)

 

2. Коэффициент изменения качества:

 

- видимого: К_к1 = = 1 – τ₁=1- 0,106 = 0,894 ед. (1.59)

 

 

- истинного: К_к4 =  1 - = 1 – τ₄ = 1- 0,106 = 0,894, 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.

 

 

 

 

 

 

 

1.7 Расчет общих расходов на добычу руды

Таблица 3 – 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			535,4			4864,08
2	Нарезные работы Ниши дучек Дучки Подрезной штрек и подрезка Разворонка Опережающий восстающий Ходки			38,25 61,2 168 95,8 110,16 168		3,33	127,37 203,8 559,44 319,01 366,83 559,44
	Итого			641,41			2135,89
3	Очистные работы Отбойка руды   Частичный выпуск и выпуск рудной массы			6789,6	21040,17	0,97   0,08	6585,91   1683,21
	Итого						8269,12
4	Выемка целиков Отбойка руды Выпуск руды			2893,27	4925,02	0,97 0,08	2806,47 394
	Итого						3200,47
	Всего						18469,56

 

 

 

Себестоимость добычи 1 т.рудной массы  – С_доб.

С_доб = тыс.руб/т (1.64)

∑ С_доб = ∑С_подг + ∑С_нер + ∑С_оч + ∑С_цел=18469,56 тыс. руб. (1.65)

∑С_оч = ∑С_отб.оч + ∑С_вып.оч = 6585,91 + 1683,21 =8269,12 тыс. руб. (1.66)

 

 

 

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+3360+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=168*3,33=559,44 тыс. руб. (1.77)

Общие расходы на нарезку блока:

∑С_подг = ∑С_{н. дучек}  + ∑С_дучек + ∑С_{подр. шт}+ ∑С_{развор.} + ∑С_{о. вост.}+ ∑С_ходки = 127,37+203,8+559,44+319,01+366,83+559,44= 2135,89 тыс.руб. (1.78)

1.8 Экономические показатели для оценки системы разработки с магазинированием руды

Цена металла  Ц = 1668,6 руб;

Себестоимость очистных работ

1. Отбойки (подрезки):

  , тыс.руб/м³ (1.79)

Где - производительность бурильщика, м³/смену;

       ,   м³/смену

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

 м³/ш.м. (1.80)

2. Частичного выпуска и выпуска руды:

, т. руб/м³ (1.81)

-  сменная  производительность скреперной  установки м³/смену

Коэффициент извлечения металла 

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;

  руб/т (1.83)

1.9 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:

 

= 1287 * 0,927 = 1193,05 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:

 – 5610,26 = 3740,17 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)

 

 

 

 

 

 

          

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2. Расчет  системы с подэтажными штреками

 

Отличительной особенностью системы с подэтажными штреками является то, что блок отрабатывается скважинной отбойкой. Данная система применяется при больших мощностях и четких границах рудного тела.

2.1 Удельный расход ВВ «q»

q = q_э * e * k₁ * k₂ * k₃ * k₄ = 1*1*1,1*1,2*1*1= 1,32, кг/м³

где:

q_э – эталонный удельный расход ВВ – аммонит № 6 ЖВ, кг/м³. Принимают по таблице № 4.