Алгоритм решения задачи. При сравнении вариантов схем вскрытия учитываем только разноименные затраты

При сравнении вариантов схем вскрытия учитываем только разноименные затраты. Одинаковые затраты при сравнении не учитываются.

1. Определение балансовых запасов рудного тела:

Б = L ⋅ H _p ⋅ m ⋅γ, млн. т, (2.1)

где L – размер рудного тела по простиранию, м;

Н_р – размер рудного тела вкрест простиранию, м;

m – мощность рудного тела, м;

γ– плотность рудного тела, т/м³.

Б = 10^-6 * 510*410*25*3 = 15,68 мил.т

2. Определение количества добытой руды:

D Б ⋅ kир

, млн. т, (2.2)

где k_ир – средний коэффициент извлечения рудных запасов;

р – коэффициент разубоживания руды.

D =15,68 *0,8 / (1-0,15) = 14,76 млн.т

3.Определение продолжительности отработки рудной залежи:

D

t =, лет, (2.3)

А

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

t = 14.76/0.3 = 49.2 лет

5. В масштабе 1:10000 или 1:5000 вычерчиваются схемы вскрытия по первому и второму вариантам (рис. 2.1 – 2.2). – рис. с образца

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

Рисунок 2.1 – Схема вскрытия месторождения вертикальным стволом и горизонтальным квершлагом

1 – наклонный ствол; 2 – околоствольный двор

Рисунок 2.2 – Схема вскрытия месторождения наклонным стволом и горизонтальным квершлагом.

Для выше приведенных схем рассчитываем длинны стволов:

l _c1 = H+0.5*m+10,м (2,4)

l _c2 = , м (2,5)

Н - проектная глубина заложения рудника, м

sin β_c – угол наклона ствола к горизонтали, град

l _c1 = 98+0,5*25+10 = 120,5 м

l _c2 = 98+0,5*25+10 / sin 18⁰ = 390 м

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).

Для выше приведенных схем рассчитываем длинны квершлагов:

l _к1 = H_p + H*ctgφ +25, м (2.6)

l _к2 = H_p, м (2,7)

φ - угол сдвижения налегающих пород, град

l _к1 = 410+98+ ctg70+25 = 470 м

l _к2 = 410 м

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

Результаты расчетов по вариантам сводим в таблицу 2.1.

Таблица 2.1 – Затраты на проведение капитальных выработок

8. Определение затрат на поддержание горных выработок.

Результаты расчетов заносим в таблицу 2.2.

Таблица 2.2 – Эксплутационные затраты на поддержание

выработок

9. Определение затрат на транспортирование руды по капитальным выработкам.

Результаты расчетов сводим в таблицу 2.3.

Таблица 2.3 – Эксплуатационные затраты на транспортирование

руды по горным выработкам

10. Определение общих капитальных затрат по каждому варианту:

К_кап.= Σ К_і + К_і, грн., (2,8)

где Σ К_і – затраты на проведение капитальных выработок, грн;

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

1в - К_кап.= 395285+(250000+100000)= 745285 грн

2в - К_кап.= 638010+(250000+100000)= 988010 грн

11. Определение общих эксплутационных затрат по каждому варианту:

К_эк.= Σ R_і + Σ G_і, грн, (2,9)

где Σ R_і – затраты на поддержание выработок, грн;

Σ G_і – затраты на транспортирование руды по выработкам, грн.

1в – К _эк = 539122,5+28460232 = 28999354,5 грн

2в – К _эк = 723730+99364320 = 1000088050 грн

12. Определение удельных суммарных затрат по каждому варианту:

a_i = * К_кап + ,грн/т (2,10)

a₁ = * 745285 + = 1,9 грн/т

a₂ = * 988010 + = 6,4 грн/т

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: a₂ –a₁

a_{2 +} a₁ ≤ 0.1 (2.11)

6.4-1.9/6.4+1.9 = 0.54 ≥0.1

Варианты считаются не равноценными.