Выбор, экономическое сравнение и расчет системы разработки рудных месторождений

Курсовой проект по дисциплине «Системы разработки рудных месторождений».

на тему: «Выбор, экономическое сравнение и расчет системы разработки».

Содержание Введение.

1. Исходные данные для проектирования.

2. Выбор системы разработки.

2.1 Выбор системы по постоянным и переменным факторам.

2.2 Экономическое сравнение систем разработки.

3. Расчет показателей системы разработки.

3.1 Расчет подготовительно-нарезных работ.

3.2 Расчет показателей извлечения руды по стадиям работ.

3.3 Расчет параметров буровзрывных работ.

3.4 Расчет трудовых затрат по стадиям и процессам очистных работ.

3.5 Расчет затрат на энергию.

3.6 Расчет затрат на материалы.

3.7 Доставка и погрузка пород.

4. Экономический расчет системы разработки Заключение Список литературы.

Введение

Правильный выбор системы разработки месторождений полезных ископаемых оказывает очень важное значение на экономическую деятельность горнорудного предприятия. При выборе систем разработки или их вариантов в качестве критериев оптимизации, кроме приведенных затрат, необходимо учитывать также экономический ущерб от потерь и разубоживания и ряд других экономических и социальных факторов, в частности, экологических.

1. Исходные данные для проектирования Устойчивость руды… устойчивая породы… средней устойчивости Мощность, м …40.

Угол падения, град…70.

Склонность к возгоранию… не склонна Склонность к слеживанию… не склонна Сохранение поверхности… не требуется Контуры залежи… правильные Ценность руды… рядовая Глубина разработки, м…600.

разработка месторождение руда себестоимость.

2. Выбор системы разработки.

2.1 Выбор системы по постоянным и переменным факторам Методика выбора заключается в первоначальном отборе всех технически приемлемых в рассматриваемых условиях систем. Далее из них по логическим соображениям выбираются конкурентоспособные, т. е. заведомо лучшие по сравнению с другими, по каким то показателям, и не проигрывают ни по одному из них.

При выборе системы учитываются факторы, которые принято делить на постоянные (устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения) и переменные (ценность руды, склонность к возгоранию, необходимость сохранения поверхности и т. д). 4].

Выбор системы отображается в виде таблицы, в которой по вышеприведенным факторам на основе исходных данных определяется возможность применения той или иной системы (Таблица 2.1).

Таблица 2.1- Отбор системы разработки.

В результате отбора осталось две системы — камерная система разработки и система этажного принудительного обрушения руды. Далее производится технико-экономическое сравнение этих систем и выбор наиболее оптимальной.

2.2 Экономическое сравнение систем разработки С экономической точки зрения системы разработки отличаются друг от друга величиной материальнотрудовых затрат на подготовку, выемку, транспорт и переработку рудной массы и показателями извлечения.

В экономическом сравнении систем разработки фигурируют материальнотрудовые затраты C (руб/т), потери руды П (%), разубоживание R (%), удельные капиталовложения К (руб на 1т/год).

Показатели систем: камерная система: П=12.25%,.

R=12.25%;

Система этажно-принудительного обрушения: П=10.20%,.

R=10.30%;

Сравнение осуществляется по минимальной сумме сравнительных убытков. Критерий сравнения в этом случае определяется по выражению.

С+Упр >min,.

где Упр=Уп+Урэкономический ущерб от потерь и разубоживания, определяемые из выражений:

(2.1).

(2.2).

Где Спер.п.пзатраты на переработку пустых пород, руб/т; бхв.п.псодержание металла в хвостах обогащения, полученных в пустых породах или в металлургических шлаках.

Ввиду незначительной разницы в результатах между полученными системами, меньшими потерями у системы этажного обрушения и большего числа подготовительнонарезных выработок у камерной системы предпочтение отдается системе этажно-принудительного обрушения.

Параметры блока: высота-70м ширина- 27 м длина- 40 м.

3. Расчет показателей системы разработки.

3.1 Расчет подготовительно-нарезных работ Сущность системы заключается в том, что рудное тело в пределах этажа разбивается на блоки шириной 27 м, длиной равной мощности рудной зоны. Высота блока 70 м. Отбойка руды идет непрерывным фронтом по простиранию рудных тел. Обрушение блока одностадийное, производится массовым взрывом на компенсационные камеры и на зажимающую среду предыдущего блока. Ширина камер 5 м. Компенсационные камеры образуются стадийно за 4 — 5 технологических взрывов. Разбуривание массива блоков производится пучками скважин диаметром 105 мм, глубиной 50 — 60 м. Потолочина обрушается также с массовым взрывом пучками восходящих или горизонтальных скважин. Выпуск руды производится вибро-доставочными установками ВДПУ-4ТМ. Подсечка блоков плоская высотой 2 м. Образуется взрыванием горизонтальных скважин технологическими взрывами одновременно с разворотами.

Схема системы этажно-принудительного обрушении дана в приложении А. Данные по выработкам представлены в таблице 3.1.

Таблица 3.1- Объем подготовительнонарезных работ в блоке.

Балансовые запасы блока (Б_бл), определяются по выражению Б_бл = B*L*H*г/sinб, (3.1).

где B, L, H — ширина, длина, высота блока соответственно, м;

б — угол падения залежи, град.

По формуле (2.6):

Объем блока: Vбл=27*40*70/sin70=80 425м³.

Балансовые запасы блока: Ббл=80 425*3,7=297 572 т.

Объем подсечки: Vподс=27*40*2+6*2145=15 030м³.

Объем отрезной щели: Vотр. щ=5*40*70/sin70=14 893м³.

Объем обрушаемого массива: Vобр. м=49 968м³.

3.2 Расчет показателей извлечения руды по стадиям работ Для определения количества извлекаемой рудной массы на различных стадиях работ и в целом по блоку производится расчет по элементам блока и стадиям очистной выемки с учетом потерь и разубоживания (Таблица 3.2).

Извлекаемые запаса блока (Ибл, т) определяются по выражению:

Ибл=Б*(1-П), (3.2).

Добытая рудная масса определяется по выражению:

(3.3).

Итоговые показатели потерь и разубоживания руды по блоку определяются из выражений:

П=1-Иб/Б, (3.4).

R=1-Иб/Д, (3.5).

Коэффициенты подготовительнонарезных работ по блоку определяются по выражениям:

м/1000т, (3.6).

м/1000т, (3.7).

где ?L, ?V — суммарные длины и объемы выработок в блоке соответственно м (м³);

Б_бл — балансовые запасы руды в блоке, т.

Таблица 3.2- Показатели извлечения руды по стадиям работ в блоке.

Коэффициенты подготовительно нарезных работ определяться по формуле (3.6) и (3.7):

м/1000т,.

м³/1000т.

3.3 Расчет параметров буровзрывных работ Общая масса заряда ВВ на отбойку (Q_вв, кг) определяется из формуле:

Q_вв = q*V, (3.7).

где q — удельный расход ВВ, кг/м³, принимается равным 1.1кг/м³.

V — обрушаемый объем руды, м³.

Объем бурения вычисляется по формуле.

(3.8).

где q_скв — количество ВВ в 1 м скважины, кг;

К_зап — коэффициент заполнения скважины.

Применяется скважинная отбойка руды. Диаметр скважины 105 мм. Тип ВВАммонит 6ЖВ, россыпной; плотность заряжания 1000кг/м³. Вместимость скважины 8,7кг/м. Коэффициент заполнения при глубине более 30 м принимается 0,9. Для образования воронок применяются скважины уменьшенного диаметра (65мм), Тип ВВАммонит 6ЖВ, россыпной; плотность заряжания 1000кг/м³. Вместимость скважины 3,3кг/м. Коэффициент заполнения 0,7.

Расчет:

По формулам (3.7- 3.8):

Образование подсечки: Q_вв =1,1*2160=2376кг,.

10 скважин.

Образование воронок: Q_вв =1,1*12 870=14157кг, Образование отрезной щели:

Q_вв =1,1*14 893=16382кг,.

24 скважины.

Обрушение массива:

Q_вв =1,1*49 968=54964кг,.

100 скважин.

3.4 Расчет трудовых затрат по стадиям и процессам очистных работ По существующим на руднике нормам выработки и нормам технологического проектирования по всем производственным процессам рассчитываются трудовые затраты по формуле.

(3.9).

где Т — трудовые затраты, чел-смену;

V — объём работ, ед;

H_выр — норма выработки, ед./чел-смену;

N — число обслуживающих установку человек.

Для отработки блока было выбрано оборудование:

· образование воронок: перфоратор ПТ-48.

· обуривание блока: буровой станок НКР- 100;

· зарядка скважин: пневмозарядчик МЗКС — 160;

· доставка: ВДПУ — 4ТМ.

По формуле (3.9) рассчитаем трудовые затраты по стадиям:

Подсечка блока:

1. Бурение плоской подсечки: 14 чел-смену;

Образование воронок: 174 чел-смену;

2. Заряжание плоской подсечки: 9,5 чел-смену;

Образование воронок: чел-смен;

3. Доставка 185 чел-смену.

Отрезная щель:

1. Бурение 96,1 чел-смену;

2. Заряжание 65,5 чел-смену;

3. Доставка 183 чел-смену.

Обрушение массива:

1. Бурение 322,7 чел-смену;

2. Заряжание 219,8 чел-смену;

3. Доставка 616 чел-смену.

Итого трудовых затрат: на бурение: 606 чел-смену;

На заряжание: 351 чел-смену;

На доставку: 984 чел-смену;

3.5 Расчет затрат на энергию Расчёт энергетических затрат осуществляется в зависимости от рода потребляемой машиной энергии.

Для потребителей пневмоэнергии.

Q_сж.в=T_смены*q_сж.в*t*K_ис, (3.10).

где q_сж.в — расход сжатого воздуха машиной по технической характеристике, м³/мин;

Тпродолжительность смены, мин.;

t — время работы оборудования, смен;

K_ис — коэффициент использования оборудования во времени (для буровых установок — 0,7−0,8; для зарядных — 0,3−0,4).

Для потребителей электроэнергии.

W_эл.эн. = T_смены*N*t* K_ис (3.11).

где W_эл.эн. — расход электроэнергии, кВт/ч;

Т — продолжительность смены, ч.;

N — суммарная мощность двигателей машины, кВт;

t — время работы машины, смен;

Принимаем продолжительность смены равной 7 часам (420 минут).

Исходя из объемов работ время работы оборудования:

1 Перфоратор ПТ-48: t=174 смен.

1 Буровой станок НКР-100 t = 432 смены;

2 Пневмозарядчик МЗКС — 160 t = 87 смен;

3 ВДПУ — 4ТМ t = 1031 смен.

По формуле (3.10).

ПТ-48 (q_сж.в = 5,5 м³/мин):

Q_сж.в = 420*5,5*174*0,7 = 281 358 м³ ;

НКР-100 (q_сж.в = 7 м³/мин):

Q_сж.в = 420*7*432*0,7 = 889 056 м³ ;

МЗКС — 160 (q_сж.в = 6 м³/мин):

Q_сж.в = 420*6*87*0,3 = 65 772 м³ ;

Суммарный расход пневмоэнергии составит:

Q_? = 281 358+889056 + 65 772 = 1 236 186 м³.

Рассчитаем расход электроэнергии по выражению (3.11):

ВДПУ — 4ТМ (N = 40 кВт):

W_эл.эн. = 7*40*1031* 0,8 = 230 944 кВт*ч.

3.6 Расчет затрат на материалы.

Расход взрывчатых материалов определяется исходя из паспорта БВР и способа взрывания зарядов. Кроме того необходимо учесть расход средств инициирования.

Ориентировочно расчет ДШ устанавливается по соотношению.

(3.12).

где К — коэффициент зависящий от глубины скважин (при глубине до 10 м, К=1,2; при глубине более 10 м — 2,2).

Суммарные удельные затраты средств инициирования (С_си, руб/т) определяются по выражению.

(3.13).

где С_си — цена применяемых СИ, руб/ед.;

д_си — удельный расход СИ на 1 кг ВВ;

д_вв — расход ВВ на блок, кг;

Q_бл — балансовые запасы блока, т.

Расчет:

Затраты на ВВ составят:

Свв=15 194*87,879=11 335 233 руб.

Расход ДШ определим по формуле (3.12):

=31 268м, Сдш=4840*31,268=151 337 руб.

Расход КДпо одному на скважину, итого 134шт, Скд=3960*0,134=530 руб.

Стоимость коронок буровых при расходе 55шт/1000м.скв составит:

Ск.б=1010*55*14,213=789 532 руб.

Стоимость буровой стали при расходе 80кг/1000м.скв составит:

Сб.с.=36*80*14,213=40 933 руб.

3.7 Доставка и погрузка руды Все процессы приема, выпуска, вторичного дробления, доставки, погрузки и откатки руды происходят в нижней части блока — днище.

Сочетание выпуска с остальными процессами, протекающими в днище, влияют на их конструкцию и параметры. Каждому сочетанию технологических процессов присущ определенный конструктивный элемент.

Конструкция днища показана на схеме в приложении А.

Погрузка руды в блоке осуществляется с помощью шести установок ВДПУ-ТМ. Откатка — в вагонах локомотивным транспортом.

Затраты на установку ВДПУ принимаются равными 45чел/смену, и на блок составят 270чел/смен.

4. Экономический расчет системы разработки Экономический расчет системы разработки заключается в определении себестоимости добычи 1 т руды.

Производительность труда бурильщика (П_бур, м/чел-смену) определяется по выражению.

(4.1).

где К_пер = 1,05 — 1,1 — коэффициент перевыполнения норм;

К_бур — норма выработки, пог. м/чел-смен;

л — выход руды с одного метра скважины, т/м.

Производительность труда рабочего на выпуске (П_вып, т/чел.-смену) определяется по выражению.

. (4.2).

Для определения производительности труда забойного рабочего (П_зр, т/чел.-смену) находятся суммарные трудовые затраты при отработке блока на очистных работах, включая всех рабочих, находящихся в штате добычного участка.

(4.3).

где Q_о.р. — количество рудной массы, выданной из блока при очистной выемке, т;

?Т_о.р. — сумма трудозатрат, рассчитанных по нормам, чел.-смену;

К_пер = 1,05 — 1,08.

Производительность труда по системе разработки определяется с учетом трудозатрат на очистных и подготовительно-нарезных работах из выражения.

(4.4).

где Qбл — полный объем рудной массы, выданной из блока, с учетом попутной добычи при проходке, т;

Тпнр — трудозатраты на проходку горных выработок (чел-смен) определяются по выражению:

(4.5).

где V_пнр — объем ПНР в блоке, м³;

Н_пнр — комплексная норма выработки на ПНР, м³/чел-смену.

Себестоимость 1 т руды по системе разработки складывается из себестоимости по подготовительно-нарезным и очистным работам и определяется по выражениям:

(4.6).

(4.7).

где С^/ — себестоимость проходки 1 м³ выработок, руб/м³.

Себестоимость добычи по очистным работам определяется по элементам затрат: заработной плате, материалам, энергии, амортизации оборудования. Расчет сводится в таблицы 4.1 — 4.4.

Таблица 4.1 — Статья себестоимости «Заработная плата».

Определяем остальные доплаты:

· с районным коэффициентом 342 151*1,3 = 444 796 руб;

· с дополнительной зарплатой 444 796*1,082 = 481 269 руб;

· с ночными и премиальными 1,3*481 269= 625 650 руб;

· страховка (31,5%) (0,315*342 151) + 625 650 = 733 428руб Себестоимость по статье «Заработная плата».

(4.8).

где ?З — суммарные затраты по статье «Заработная плата»;

Q_р.м. — количество рудной массы, на которое производится расчет затрат, т.

Определим себестоимость по выражению (4.8).

2,43 руб/т.

Таблица 4.2 — Статья себестоимости «Материалы».

Себестоимость по статье «Материалы:

(4.9).

Рассчитаем себестоимость по выражению (4.9).

50,1 руб/т.

Таблица 4.3 — Статья себестоимости «Энергия».

Себестоимость по статье «Энергия»:

. (4.10).

Рассчитаем себестоимость по выражению (3.10).

1,51 руб/т.

Затраты по амортизации:

(4.11).

где г_год — сумма годовых амортизационных отчислений, руб.;

t — время работы оборудования на рассчитываемый срок, смен;

N — число рабочих смен в году (248 смен).

Таблица 4.4 — Статья себестоимости «Амортизация оборудования».

Себестоимость по статье «Амортизация»:

. (4.12).

Рассчитаем себестоимость по выражению (4.12).

1,1 руб/т.

Себестоимость 1 т руды по очистным работам:

(4.13).

Себестоимость 1 т руды по очистным работам по выражению (4.13) составит:

55,1 руб/т.

Рассчитаем себестоимость подготовительно-нарезных работ по выражению (4.7):

68,5 руб/т.

Себестоимость 1 т руды по системе разработки по выражению (4.6) составит:

123,6 руб/т.

Производительность труда бурильщика определим по выражению (4.1).

397 т/чел-смену.

Производительность труда рабочего на выпуске определим по выражению (4.2).

330 т/смену.

Определим производительность труда забойного рабочего по выражению (4.3).

73,2 т/смену.

Производительность труда по системе разработки определяется по выражениям (4.4 и 4.5).

38,5 т/смену,.

1119 чел-смен.

Полученные в результате расчетов технико-экономические показатели по системе разработки сводятся в таблицу 4.5.

Таблица 4.5 — Технико-экономические показатели по системе разработки.

Заключение

В ходе данной работы были рассмотрены вопросы выбора оптимального варианта системы разработки с расчетом всех основных показателей. Были изучены методика выбора системы разработки, а также расчет ее основных показателей. В результате анализа полученных данных и по результатам расчетов были получены следующие результаты:

Наиболее оптимальным для данных горно-геологических условиях является вариант системы этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой руды. Себестоимость 1 т руды при использовании данной системы составит 123,6 руб.

1. Шеховцов В. С. Системы разработки: Методическое указание к выполнению курсового проекта/ СибГИУ.- Новокузнецк, 2006.-40с.

2. Шеховцов В. С. Системы разработки месторождений полезных ископаемых: Учеб. Пособие/ СибГИУ. — Новокузнецк, 2002.-248с.

3. Жигалов М. Л., Ярунин С. А. Технология, механизация и организация подземных горных работ: Учеб. Для вузов. — М.: Недра, 1990.-423 с.

4. Именитов В. Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М.: Недра, 1978. 528с.