Всего
по блоку.
|
548250
|
|
487039,5
|
|
518666,5
|
100
Распределение запасов руды по стадиям работ
приведены в таблице 5.2 и таблице 5.3.
Расчёт показателей извлечения:
·
расчёт
коэффициента подготовки:
Кп=, м/1000т. (5.15)
где Qбл - балансовые
запасы блока, т;п.н. - количество добытой рудной массы при
проведении подготовительных и нарезных работ, т;п.н. - общая длина
выработок, м.
·
расчёт
удельного объёма подготовительно-нарезных работ на 1000т.
Куд= ==58,9, м3/1000т.
(5.16)
где Vп.н. - объём руды
добытой при проходке подготовительно-нарезных выработок, м3.
·
определение
расчётного коэффициента извлечения и разубоживания по блоку:
Ки= ==88,8%.
(5.17)=100=100=6,1%.
(5.18)
где Qи- извлекаемый запас
руды, т;р.м.- масса добытой руды, т.
5.3 Расчёт технологических процессов
очистной выемки
Расчёт показателей паспорта БВР.
1 определение
линии наименьшего сопротивления:
W= м. (5.19)
где d- диаметр скважин, =56 мм;
D-
плотность ВВ, =1,2 г/см3;
t-
относительная длинна заряда, =0,7;
q удельный
расход ВВ, =2,1кг/м3;
K-коэффициент сближения скважин, =0,6.
1 количество
ВВ в 1-ом метре скважины:
qВВ= , кг/м;
(5.20)
1 определение
числа скважин в веере:
объём отбиваемого слоя:
Vсл=, м3;
(5.21)
где: Sвыр- площадь
сечения бурового восстающего, м2.
количество ВВ в слое 1-го веера:
, кг (5.22)
суммарная длина скважин:
åLскв=243, м (5.23)
число скважин:
= 25 скв (5.24)
Графически строим веер скважин и
определяем угол наклона скважины и длину заряда.
В таблицу 5.4. заносим все необходимые значения
для подсчёта трудозатрат и продолжительности бурения одного веера скважин.
Таблица 5.4 Паспорт БВР по I-ой системе
разработки
№
скважины
|
Угол
наклона скважины, град
|
Длина
скважины, м
|
Длина
недозаряда, м
|
Длина
заряда, м
|
Масса
ВВ в скважине, кг
|
Производительность
бурения, м/смену
|
Трудоёмкость
бурения, чел/смен.
|
Продолжительность
бурения, смен.
|
|
1
|
12
|
6,4
|
1,3
|
5,1
|
15,8
|
15
|
0,66
|
0,33
|
2
|
2
|
6,2
|
2
|
4,2
|
13,0
|
15
|
0,64
|
0,32
|
3
|
9
|
6,3
|
1,3
|
5
|
15,5
|
15
|
0,65
|
0,32
|
4
|
20
|
6,7
|
2
|
4,7
|
14,6
|
15
|
0,69
|
0,34
|
5
|
29
|
7,3
|
1,3
|
6
|
18,6
|
15
|
0,75
|
0,37
|
6
|
37
|
8,1
|
2
|
6,1
|
18,9
|
15
|
0,83
|
0,42
|
7
|
44
|
9,1
|
1,3
|
7,8
|
24,2
|
15
|
0,93
|
0,47
|
8
|
50
|
10,3
|
2
|
8,3
|
25,7
|
15
|
1,06
|
0,53
|
9
|
57
|
12,3
|
1,3
|
11
|
34,1
|
15
|
1,26
|
0,63
|
10
|
63
|
11,3
|
2
|
9,3
|
28,8
|
15
|
1,16
|
0,58
|
11
|
72
|
10,6
|
1,3
|
9,3
|
28,8
|
15
|
1,09
|
0,54
|
12
|
82
|
10,1
|
2
|
8,1
|
25,1
|
15
|
1,04
|
0,52
|
13
|
90
|
10
|
1,3
|
8,7
|
27,0
|
15
|
1,03
|
0,51
|
14
|
82
|
10,1
|
2
|
8,1
|
25,1
|
15
|
1,04
|
0,52
|
15
|
72
|
10,6
|
1,3
|
9,3
|
28,8
|
15
|
1,09
|
0,54
|
16
|
63
|
11,3
|
2
|
9,3
|
28,8
|
15
|
1,16
|
0,58
|
17
|
57
|
12,3
|
1,3
|
11
|
34,1
|
15
|
1,26
|
0,63
|
18
|
50
|
10,3
|
2
|
8,3
|
25,7
|
15
|
1,06
|
0,53
|
19
|
44
|
9,1
|
1,3
|
7,8
|
24,2
|
15
|
0,93
|
0,47
|
20
|
37
|
8,1
|
2
|
6,1
|
18,9
|
15
|
0,83
|
0,42
|
21
|
29
|
7,3
|
1,3
|
6
|
18,6
|
15
|
0,75
|
0,37
|
22
|
20
|
6,7
|
2
|
4,7
|
14,6
|
15
|
0,69
|
0,34
|
23
|
9
|
6,3
|
1,3
|
5
|
15,5
|
15
|
0,65
|
0,32
|
24
|
2
|
6,2
|
2
|
4,2
|
13,0
|
15
|
0,64
|
0,32
|
25
|
12
|
6,4
|
1,3
|
5,1
|
15,8
|
15
|
0,66
|
0,33
|
Итого:
|
|
249,4
|
|
171,3
|
497,0
|
|
16,3
|
8,2
|
5.4 Организация работ при очистной
выемке
Определение трудозатрат и времени по отдельным
операциям при добыче полезного ископаемого:
1 бурение
скважин (трудозатраты и время необходимое для обуривания камеры приведены в
таблице 4), определяется с коэффициентом перевыполнения равным 1,06.
– трудоёмкость бурения - чел. смен.
– продолжительность бурения -
смен.
1 заряжание
скважин ВВ:
чел. смен. (5.25)
где Qвв- суммарное
количество ВВ в камере;люд- число людей занятых на заряжании;
Пзар- производительность
зарядчика.
время заряжания:
tзар=tозар+tвсп
(5.26)
где tозар- время
непосредственно на заряжание;
озар=cмен. (5.27)
всп- время
вспомогательных операций связанных с заряжанием (монтаж взрывной сети, проверка
на отказ и т. д.)зар=20+10=30 мин. Тзар=0,03,
чел. смен.
1 доставка
полезного ископаемого:
, чел.смен. (5.28)
где Пм- сменная
производительность доставочного оборудования, т/смену.
Определение сменной
производительности доставочного оборудования:
, т/смену. (5.29)
где Vк- объём ковша ПД-8,
=4,м3;
gр- плотность руды в разрыхленном
состоянии, =2,7 кг/м3;з- коэффициент заполнения, =0,8;
Ки - коэффициент
использования ПД-8, =0,9;
Tсм-
продолжительность смены, =420,мин;
Tр-
продолжительность рейса, мин.
Tр=tз+tдв+tр+tм,
мин
где tз- время
загрузки ковша, мин
, мин. (5.30)
где
В- ширина выработки, мм;ср- средний диаметр куска, мм.
tдв- время
движения, мин;
дв, мин. (5.31)
где
Lmax и Lmin- максимальная и минимальная
длина доставки, м.
tр
и
tм- время разгрузки =0,5 мин и маневров =1,3 мин.
Tр=0,97+11,1+0,5+1,3=13,87,
мин.
,т/смену.
(5.32)
, чел. смен.
(5.33)
1 Время
работы машины ПД-8 принимаем 2,7 смены.
График организации работ в блоке по 1-ой системе
приведён на графическом материале.
.5 Определение числа камер в
одновременной отработке
Производительность труда рабочего очистного
забоя:
Pоч.заб.=, т/смену.
(5.34.)
Время отработки камеры:
=2291, смен. (5.35.)
где Qр.м - количество
рудной массы, т;сл - количество руды в одном слое, т;сл -
время выемки одного слоя, смен.
Производительность блока:
бл= (5.36.)
где Qбл - запасы блока,
т;
Куч - коэффициент участия
очистных работ.
Число камер в одновременной
отработке:
к= (5.37.)
где Агод- годовая
производственная мощность;
j-
коэффициент резерва.
Расчёты себестоимости добычи сведены в таблицы
5.5 - 5.8.
Таблица 5.5 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Заработная плата"
Профессия
|
Разряд
|
Число
рабочих
|
Тарифная
ставка(Тс)
|
Приработок
|
Премия
|
Доплата
за ночные часы
|
Прочие
доплаты
|
Основная
заработная плата (ОЗП)
|
|
|
|
руб./смену
|
10%
от Тс руб./смену
|
20%
от Тс руб./смену
|
40%
от Тс руб./смену
|
5%
от Тс руб./смену
|
руб./смену
|
Бурильщик
|
VI
|
1
|
177
|
35,40
|
70,80
|
8,85
|
309,75
|
Помощник
бурильщика
|
V
|
1
|
193
|
19,30
|
38,60
|
77,20
|
9,65
|
337,75
|
Машинист
ПД-8
|
V
|
1
|
193
|
19,30
|
38,60
|
77,20
|
9,65
|
337,75
|
Дополнительная
заработная плата (ДЗП)
|
Доплата
по районному коэф-ту
|
Полярные
надбавки
|
Условный
дневной заработок
|
Трудовые
затраты
|
Заработная
плата
|
Количество
отбитой руды
|
Себестоимость
отбойки 1т. руды
|
25%
от (ОЗП) руб./смену
|
15%
|
60%
от (ОЗП+ДЗП) руб./смену
|
руб./смену
|
чел-смен
|
руб.
|
т
|
руб./т
|
77,44
|
581
|
232
|
1200
|
15,97
|
19168
|
611
|
62,74
|
84,44
|
633
|
253
|
1309
|
0,03
|
39
|
611
|
0,13
|
84,44
|
633
|
253
|
1309
|
2,7
|
3534
|
611
|
11,57
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО:
|
74,44
|
Таблица 5.6 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на амортизацию оборудования "
Тип
оборудования
|
Оптовая
цена
|
Транспортно-
складские расходы
|
Цена
с ТСР
|
Количество
|
Общая
цена
|
Годовые
амортизационные отчисления
|
|
руб.
|
%
|
руб.
|
шт.
|
руб.
|
%
|
руб.
|
Удар
- 2
|
350000
|
20
|
420000
|
1
|
420000
|
30,1
|
126420
|
Зарядчик
УЗС-1500
|
75000
|
20
|
90000
|
1
|
90000
|
25
|
22500
|
ПД-8
|
1550000
|
20
|
1860000
|
1
|
1860000
|
30
|
558000
|
Режим
работы предприятия
|
|
|
Амортизационные
|
Продолжительность
работы
|
Затраты
на амортизацию
|
Кол-во
отбитой
|
Себестоимость
отбойки руды
|
число
рабочих смен в сутки
|
число
рабочих дней в году
|
число
рабочих смен в году.
|
отчисления
на одну смену, руб.
|
оборудования
в цикле, смен.
|
руб.
|
Qотб,
т.
|
руб./т
|
3
|
305
|
915
|
138,16
|
7,85
|
1084,59
|
611
|
5,33
|
3
|
305
|
915
|
24,59
|
0,03
|
0,74
|
611
|
0,00
|
3
|
305
|
915
|
609,8361
|
2,7
|
1646,56
|
611
|
8,08
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
13,41
|
Таблица 5.7 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на энергию"
Тип
оборудования
|
Кол-во
механизмов, шт.
|
Удельный
расход сжатого воздуха (эл.энергии) м3/мин (кВт/час)
|
Чистое
время работы мин (час)
|
Коэф-нт
потерь сж.воздуха доли ед.
|
Общий
расход энергии м3 (кВт)
|
Стоимость
сж.воздуха (эл.энергии) руб./м3 (руб./кВт)
|
Общие
затраты на сж.воздух (эл.энергию) руб.
|
Отбиваемый
объем уступа, т
|
Себестоимость
отбойки руды по статье "Энергия" руб./т
|
Удар
- 2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
пневматика
|
1
|
6
|
3353
|
1,1
|
22129,8
|
0,3
|
6638,9
|
611
|
43,5
|
электричество
|
1
|
1,8
|
3353
|
1
|
6035,4
|
1,23
|
7423,5
|
611
|
48,6
|
Зарядчик
УЗС-1500
|
1
|
2,5
|
0,21
|
1,2
|
0,63
|
0,3
|
0,2
|
611
|
0,0
|
ПД-8
|
1
|
140
|
18,9
|
1
|
2646
|
1,23
|
3254,6
|
611
|
21,3
|
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
113,4
|
Таблица 5.8 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на материалы"
Материалы
|
Ед.
изм
|
Удельный расход
|
Объем работы
|
Расход
материала
|
Цена
ед.
материала руб.
|
Затраты
на
материалы
|
Отбиваемый объем, т
|
Себестоимость отбойки по
статье
"Материалы"
|
Буровая
сталь
|
кг/м3
|
0,1
|
235,0
|
14,1
|
142,0
|
2002,2
|
611
|
3,3
|
Твердые
сплавы (коронки)
|
шт./м3
|
0,03
|
235,0
|
6,3
|
284,3
|
1804,0
|
611
|
3,0
|
ВВ
|
кг/м3
|
2,1
|
235,0
|
493,5
|
59,8
|
29511,3
|
611
|
48,3
|
Соеденит.
провода
|
м/м***
|
0,5
|
235,0
|
105,8
|
13,0
|
1374,8
|
611
|
2,3
|
ЭД
|
шт./м3
|
0,2
|
235,0
|
47,0
|
26,0
|
1222,0
|
611
|
2,0
|
Резинокомплект
|
%
|
0,2
|
-
|
-
|
-
|
7182,9
|
611
|
11,8
|
Бетон
|
кг/м3
|
0,5
|
305,5
|
152,8
|
260,8
|
39831,1
|
611
|
65,2
|
Неучтен.
мат-лы
|
%
|
0,1
|
|
|
|
4309,7
|
611
|
7,1
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
142,78
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
по статьям =
|
344,0р.
|
. Расчёт и обоснование второго
варианта системы разработки
Сущность системы разработки: блок высотой 60 м
отрабатывают заходками шириной и высотой 8 м и расположенными под углом 60о
к его простиранию. Угол наклона заходок к горизонту 6о. Выемка
заходок осуществляется через одно. После затвердевания закладки в заходках
осуществляют выемку целика между ними.
Для бурения шпуров применяют самоходную
бурильную установку 1СБУ - 2 с двумя манипуляторами. Отбитую руду из заходок до
рудоспуска транспортируют погрузочно-транспортной машиной ПД-8.
После выемки руды в устье заходки возводится
перемычка и выработанное пространство заполняется твердеющей смесью.
6.1 Механизация процессов очистной
выемки
Буровой установка «1СБУ - 2»:
производительность, м/час………………………………..……31,5
диаметр шпуров (Æскв),
мм.......................................................43
удельный расход воздуха, м3/мин.............................................6
давление сжатого воздуха, МПа……………………………….5 - 6
размеры установки, м:
длина.............................................................…...........….........9200
ширина..............................................................…......…..........2000
высота.................................................................…......….........2250
масса,
кг............………………..................................…............9700
Зарядчик «Курама»:
производительность,
кг/мин.....................................…................80
диаметр шпуров (Æскв),мм.........................................…..............105
плотность заряжания, кг/см3.......................................….........1,15-1,2
масса,
кг........................................................................…..............270
6.2 Параметры системы разработки
высота этажа - 60 м;
длина блока - 150 м;
ширина заходки - 8 м.
Объём камерного запаса:
V= ==225000, м3; (6.1.)
где mг - горизонтальная
мощность рудного тела,
a
- угол наклона рудного тела.
6.3 Подготовка блока к очистной
выемке
Обоснование длин подготовительных и
нарезных выработок.
·
длина
полевого откаточного штрека равна:
Lо.ш.= 150, м (6.2.)
·
автосъезд:
Lавт=288, м; (6.3.)
где a - угол наклона автосъезда, град.
·
восстающий:
Hвст= ==120, м;
(6.4.)
Подготовительно-нарезные работы.
Таблица 6.1 Характеристика подготовительных и
нарезных выработок в блоке
Выработка
|
Форма
сечения
|
Тип
крепления
|
Ширина,
м
|
Высота,
м
|
Площадь
сечения, м2
|
Источник
данных
|
|
|
|
|
|
в
свету
|
в
черне
|
|
I.
Подготовительные выработки.
|
|
1.
Полевой откаточный штрек.
|
сводчатая
|
торкретбетон
|
5
|
3,8
|
13
|
14,3
|
Альбом
1. лист: Н139-01-1241
|
|
2.
Восстающий.
|
дерево
|
|
120
|
4,5
|
4,94
|
Альбом
2. лист:2-43
|
|
3.
Автосъезд.
|
сводчатая
|
металлические
штанги
|
3,5
|
3,7
|
12,1
|
12,1
|
Методические
указания по курсовому проектированию.
|
|
II.
Нарезные выработки.
|
|
1.
Доставочный штрек
|
сводчатая
|
без
крепи
|
3,5
|
3,7
|
12,1
|
12,1
|
--
|| --
|
|
2.
Заезд на слой
|
прямоуг.
|
без
крепи
|
3,5
|
3,7
|
12,1
|
12,1
|
--
|| --
|
|
3.
Рудоспуск
|
окружность
|
без
крепи
|
1,5
|
32
|
1,8
|
1,8
|
расчётное
|
|
Таблица 6.2 Объёмы подготовительно-нарезных
работ в блоке
Выработка
|
Число
|
Длина
одной выработки, м
|
Сечение
выработки, м2
|
Общий
объём, м3
|
Балансовые
запасы, т.
|
|
|
по
руде
|
по
породе
|
всего
|
по
руде
|
по
породе
|
всего
|
по
руде
|
по
породе
|
всего
|
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
8
|
9
|
10
|
11
|
12
|
I.
Подготовительные выработки.
|
1.
Полевой откаточный штрек.
|
1
|
|
150
|
150
|
|
14,3
|
14,3
|
|
2145
|
2145
|
|
2.
Восстающий.
|
1
|
|
120
|
120
|
|
4,95
|
4,95
|
|
594
|
594
|
|
3.
Автосъезд.
|
1
|
|
288
|
288
|
|
12,1
|
12,1
|
|
3485
|
3485
|
|
ИТОГО
|
|
|
558
|
558
|
|
|
|
|
6224
|
6224
|
|
II.
Нарезные работы
|
1.
Доставочный штрек
|
8
|
150
|
|
150
|
12,1
|
|
12,1
|
1815
|
|
14520
|
37752
|
2.
Заезд на слой
|
8
|
|
15
|
15
|
|
12,1
|
12,1
|
|
181,5
|
1452
|
|
3.
Рудоспуск
|
1
|
|
120
|
120
|
|
1,8
|
1,8
|
|
216
|
216
|
|
ИТОГО
|
|
150
|
135
|
285
|
|
|
|
1815
|
397,5
|
16188
|
37752
|
III.
Очистные работы
|
Выемка
камерного запаса
|
|
|
|
|
|
|
|
223185
|
|
223185
|
580281
|
ИТОГО
по блоку.
|
|
1200
|
798
|
1998
|
|
|
|
225000
|
|
245597
|
618033
|
Таблица 6.3 Распределение запасов руды в блоке
по стадиям работ
Стадии
работ.
|
Балансовые
запасы, т.
|
Коэффициент
извлечения, Ки.
|
Извлекаемый
запас, Qи, т.
|
Коэффициент
разубоживания, R.
|
Масса
добытой руды, Qд, т.
|
Доля
участия в общем объёме добычи, %.
|
1
|
2
|
3
|
4
|
5
|
6
|
7
|
I.
Подготовительные работы.
|
0
|
1
|
0
|
0
|
0
|
0,00
|
II.
Нарезные работы
|
37752
|
1
|
37752,0
|
0
|
37752,0
|
6,78
|
III.
Очистные работы
|
|
|
|
|
|
|
-
выемка камерного запаса
|
580281,0
|
0,85
|
493238,9
|
0,95
|
519198,8
|
93,22
|
Всего
по блоку.
|
618033
|
|
530990,9
|
|
556950,8
|
100
|
·
доставочный
штрек:
Lд.ш.= 150 м; (6.5.)
·
заезд
на слой:
Lвып= 15 м; (6.6.)
·
рудоспуск:
Lр. = 120 м; (6.7.)
.4 Распределение запасов руды по
стадиям работ и показатели извлечения
Распределение запасов руды по стадиям работ
приведены в таблице 2 и таблице 6.3.
Расчёт показателей извлечения:
·
расчёт
коэффициента подготовки:
Кп=, м/1000т. (6.8)
где Qбл - балансовые
запасы блока, т;п.н. - количество добытой рудной массы при
проведении подготовительных и нарезных работ, т;п.н. - общая длина
выработок, м.
·
расчёт
удельного объёма подготовительно-нарезных работ на 1000т.
Куд= ==36,2 м3/1000т.
(6.9)
где Vп.н. - объём руды
добытой при проходке подготовительно-нарезных выработок, м3.
·
определение
расчётного коэффициента извлечения и разубоживания по блоку:
Ки= ==92%.
(6.10)=100=100=4,6%.
(6.11)
где Qи- извлекаемый запас
руды, т;р.м.- масса добытой руды, т.
.5 Расчёт технологических процессов
очистной выемки
Расчёт показателей паспорта БВР.
1 Количество
ВВ на взрыв:
кг. (6.12.)
где q - удельный расход ВВ, q
=2,1 кг/м3;
S - площадь поперечного
сечения выработки, м2;
l ш - длина
шпура, м;
h
- коэффициент использования шпура, h=0,87.
1 Число
шпуров в забое:
шт.; (6.13.)
где а - коэффициент
заполнения;
k- коэффициент учитывающий
плотность ВВ.
6.6 Организация работ при очистной
выемке
Определение трудозатрат и времени по
отдельным операциям при добыче полезного ископаемого:
1 бурение
шпуров
чел. смен. (6.14.)
где Lш - суммарное
число шпуров, м;
Пбур-
производительность бурильной установки, м/смену.
1 заряжание
скважин ВВ:
чел. смен. (6.15.)
где Qвв- суммарное
количество ВВ в камере;люд- число людей занятых на заряжании;
Пзар- производительность
зарядчика, кг/смену.
озар=cмен. (6.16.)
1 доставка
полезного ископаемого:
, чел. смен. (6.17.)
где Пм- сменная
производительность доставочного оборудования, т/смену.
Определение сменной
производительности доставочного оборудования:
, т/смену. (6.18.)
где Vк- объём
ковша ПД-8, =4,м3;
gр- плотность руды в разрыхленном
состоянии, =2,7 кг/м3;з- коэффициент заполнения, =0,8;
Ки - коэффициент
использования ПД-8, =0,7;
Tсм-
продолжительность смены, =420,мин;
Tр-
продолжительность рейса, мин.
р=tз+tдв+tр+tм,
мин
где tз- время
загрузки ковша, мин
, мин. (6.19.)
где
В- ширина выработки, мм;ср- средний диаметр куска, мм.
tдв- время
движения, мин;
дв, мин. (6.20.)
где
Lmax и Lmin- максимальная и минимальная
длина доставки, м.
tр
и
tм- время разгрузки =0,5 мин и маневров =1,3 мин.
Tр=0,28+11,9+0,5+1,3=14,
мин.
,т/смену.
(6.21.)
, чел. смен.
(6.22.)
1 Время
работы машины ПД-8 принимаем 0,75 смены.
6.7 Определение числа камер в
одновременной отработке
месторождение рудник глубокий
горизонт
Производительность труда рабочего очистного
забоя:
Pоч.заб.=, т/смену.
(6.23.)
Время отработки камеры:
=696, смен. (6.24.)
где Qр.м - количество
рудной массы, т;сл - количество руды в одном слое, т;сл -
время выемки одного слоя, смен.
Производительность блока:
бл= (6.25.)
где Qбл - запасы блока,
т;
Куч - коэффициент участия
очистных работ.
Число камер в одновременной
отработке:
Nк= (6.26.)
где Агод - годовая
производственная мощность;
j - коэффициент резерва.
Расчёты себестоимости добычи сведены в таблицы
6.4-6.7.
Таблица 6.4 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Заработная плата"
Профессия
|
Разряд
|
Число
рабочих
|
Тарифная
ставка(Тс)
|
Приработок
|
Премия
|
Доплата
за ночные часы
|
Прочие
доплаты
|
Основная
заработная плата (ОЗП)
|
|
|
|
руб./смену
|
10%
от Тс руб./смену
|
20%
от Тс руб./смену
|
40%
от Тс руб./смену
|
5%
от Тс руб./смену
|
руб./смену
|
Бурильщик
|
VI
|
1
|
177
|
17,70
|
35,40
|
70,80
|
8,85
|
309,75
|
Помощник
бурильщика
|
V
|
1
|
193
|
19,30
|
38,60
|
77,20
|
337,75
|
Машинист
ПД-8
|
V
|
1
|
193
|
19,30
|
38,60
|
77,20
|
9,65
|
337,75
|
Дополнительная
заработная плата (ДЗП)
|
Доплата
по районному коэф-ту
|
Полярные
надбавки
|
Условный
дневной заработок
|
Трудовые
затраты
|
Заработная
плата
|
Количество
отбитой руды
|
Себестоимость
отбойки 1т. руды
|
25%
от (ОЗП) руб./смену
|
15%
|
60%
от (ОЗП+ДЗП) руб./смену
|
руб./смену
|
чел-смен
|
руб.
|
т
|
руб./т
|
77,44
|
581
|
232
|
1200
|
1,5
|
1800
|
166
|
21,69
|
84,44
|
633
|
253
|
1309
|
1
|
1309
|
166
|
15,77
|
84,44
|
633
|
253
|
1309
|
0,75
|
982
|
166
|
11,83
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО:
|
49,29
|
Таблица 6.5 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на амортизацию оборудования"
Тип
оборудования
|
Оптовая
цена руб.
|
Транспортно-складские
расходы %
|
Цена
с ТСР руб.
|
Количество
шт.
|
Общая
цена руб.
|
Годовые
амортизационные отчисления
|
|
|
|
|
|
|
%
|
руб.
|
1СБУ
- 2
|
1535000
|
20
|
1842000
|
1
|
1842000
|
30,1
|
554442
|
Курама
|
34000
|
20
|
40800
|
1
|
40800
|
25
|
10200
|
ПД-8
|
1550000
|
20
|
1860000
|
1
|
1860000
|
30
|
558000
|
Режим
работы предприятия
|
|
|
Амортизационные
|
Продолжительность
работы
|
Затраты
на амортизацию
|
Кол-во
отбитой
|
Себестоимость
отбойки руды
|
число
рабочих смен в сутки
|
число
рабочих дней в году
|
число
рабочих смен в году.
|
отчисления
на одну смену, руб.
|
оборудования
в цикле, смен.
|
руб.
|
Qотб,
т.
|
руб./т
|
3
|
305
|
915
|
605,95
|
1,5
|
908,92
|
166
|
16,43
|
3
|
305
|
915
|
11,15
|
0,5
|
5,57
|
166
|
0,10
|
3
|
305
|
915
|
609,8361
|
0,75
|
457,38
|
166
|
8,27
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
24,79
|
Таблица 6.6 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на энергию"
Тип оборудования
|
Кол-во механизмов шт.
|
Удельный расход
сжатого
воздуха(эл.энергии) м3/мин
(кВт/час)
|
Чистое время работы мин(час)
|
Коэф-нт потерь сж.воздуха доли ед.
|
Общий
расход энергии м3 (кВт)
|
Стоимость сж.воздуха (эл.энергии) руб./м3 (руб./кВт)
|
Общие затраты на сж.воздух (эл.энергию) руб.
|
Отбиваемый
объем уступа, т
|
Себестоимость отбойки
руды
по
статье "Энергия" руб./т
|
1СБУ
- 2
|
|
|
|
|
|
|
|
|
|
пневматика
|
1
|
6
|
630
|
1,1
|
4158
|
0,3
|
1247,4
|
166
|
30,1
|
электричество
|
1
|
1,8
|
630
|
1
|
1134
|
1,23
|
1394,8
|
166
|
33,6
|
Курама
|
1
|
1,8
|
3,5
|
1
|
6,3
|
1,23
|
7,7
|
166
|
0,2
|
ПД-8
|
1
|
140
|
19,25
|
1
|
2695
|
1,23
|
3314,9
|
166
|
79,9
|
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
143,7
|
Таблица 6.7 Расчет себестоимости 1 тонны руды по
статье "Затраты на материалы"
Материалы
|
Ед.
изм
|
Удельный расход
|
Объем работы
|
Расход материала
|
Цена
ед.
Материала
руб.
|
Затраты
на
материалы
|
Отбиваемый объем, т
|
Себестоимость отбойки по
статье "Материалы"
|
Буровая
сталь
|
кг/м3
|
0,1
|
63,8
|
3,8
|
142,0
|
544,0
|
166
|
3,3
|
Твердые
сплавы (коронки)
|
шт./м3
|
0,03
|
63,8
|
1,7
|
284,3
|
490,1
|
166
|
3,0
|
ВВ
|
кг/м3
|
2,1
|
63,8
|
134,1
|
59,8
|
8017,8
|
166
|
48,3
|
Соеденит.
провода
|
м/м***
|
0,5
|
63,8
|
28,7
|
13,0
|
373,5
|
166
|
2,3
|
ЭД
|
шт./м3
|
0,2
|
63,8
|
12,8
|
26,0
|
332,0
|
166
|
2,0
|
Резинокомплект
|
%
|
0,2
|
-
|
-
|
-
|
1951,5
|
166
|
11,8
|
Бетон
|
кг/м3
|
1,0
|
83,0
|
83,0
|
108,0
|
8964,0
|
166
|
54,0
|
Неучтен.
мат-лы
|
%
|
0,1
|
|
|
|
1170,9
|
166
|
7,1
|
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
|
131,59
|
|
|
|
|
|
|
ИТОГО
по статьям =
|
349,4р.
|
Таблица 6.8 ТЭП по двум системам
№
п.п.
|
Показатели
|
Ед.
изм.
|
Первый
вариант.
|
Второй
вариант.
|
1.
|
Годовая
производительность рудника
|
млн.
т
|
3
|
3
|
2.
|
Суточная
производительность рудника
|
тыс.
т
|
9836
|
9836
|
3.
|
Суточная
производительность блока
|
т/сут
|
624
|
2499
|
4.
|
Количество
камер в одновременной отработке
|
|
22
|
6
|
5.
|
Коэффициент
подготовки
|
м/1000т
|
6,9
|
3,4
|
6.
|
Удельный
объём подготовительно-нарезных работ
|
м3/1000т
|
58,9
|
36,2
|
7.
|
Коэффициент
потерь руды
|
%
|
11,2
|
8
|
8.
|
Коэффициент
разубоживания руды
|
%
|
6,1
|
4,6
|
9.
|
Производительность
труда бурильщика
|
т/смену
|
38
|
111
|
10.
|
Производительность
труда рабочего на доставке
|
т/смену
|
226
|
221
|
11.
|
Производительность
труда забойного рабочего по системе
|
т/смену
|
32
|
60,4
|
12.
|
Себестоимость
добычи 1т руды
|
руб./т
|
344
|
349,4
|
. Расчёт закладки выработанного
пространства
В данной курсовом проекте применятся камерная
система разработки с последующей закладкой очистного пространства. Закладка
служит, для того чтобы предотвратить сдвижение вмещающих пород после выемки блока,
а иногда для создания благоприятных условий для выемки целиков. В последнем
случае применяют твердеющую закладку, позволяющую до минимума сократить потери
руды при выемке целиков.
Применение закладки выработанного пространства
обеспечивает высокую полноту извлечения полезных ископаемых, безопасность работ
в сложных горно-геологических условиях, исключает возможность самовозгорания
руд, а при разработке глубоких горизонтов является эффективным средством
поддержания горных пород.
Для транспортировки закладочного материала по
трубопроводам сжатым воздухом, на Кальинском месторождении применяется
пневматическая закладочная машина барабанного типа ДЗМ-2, позволяющая
производить загрузку породы в трубопровод, находящийся под давлением сжатого
воздуха. Закладочная машина расположена на поверхности рудника.
Таблица 7.1 Техническая характеристика ДЗМ-2
Производительность,
м3/час
|
300
|
Дальность
транспортирования материала по трубопроводам, м
|
до
1500
|
Давление
воздуха, МПа: в закладочном трубопроводе поступающего в машину
|
0,43
0,55
|
Расход
воздуха на 1 м3 закладочного материала, м3
|
100
¸ 110
|
175,
200
|
Скорость
движения закладочного материала по трубопроводу, м/с
|
30
¸ 40
|
Габариты,
мм длина ширина высота
|
2440
1130 2440
|
Приготовленная смесь через питатель и приёмные
воронки по трубопроводу в закладочном стволе подаётся в отработанные камеры.
После окончания транспортирования материалов
ставы труб промывают или продувают сжатым воздухом.
В качестве закладочных материалов применяют
песок, дроблёные горные породы, полученные в шахте или добытые на поверхности,
породы от моек и сортировок, из отвалов на поверхности, хвосты обогатительных
фабрик, котельные и металлургические шлаки.
Твердеющая закладка представляет собой смесь
следующих компонентов - вяжущего, заполнителя и воды, концентрация того или
другого компонента зависит от значения нормативной прочности закладочного
материала.
В качестве нормативной прочности закладки
принимают максимальную из величин прочности закладки при сжатии,
рассчитывается:
·
для
стадии отработки камер:
(7.1)
где n - коэффициент запаса
прочности, n=1,5;ф - коэффициент формы целика:
(7.2)
а и h - соответственно поперечный
размер искусственного целика и его высота, м;д - коэффициент,
учитывающий длительную прочность искусственного целика, kд=1;a -
коэффициент, учитывающий угол падения залежи:
g1 и g2 - удельный
вес соответственно пород пригружающей толщи и закладки, т/м3;
Н1 - высота толщи, пригружающей
искусственную опору, м;- площадь кровли, приходящаяся на искусственную опору, м2;-
поперечная площадь искусственного целика, м2;2 - высота
обнажаемой части закладочного массива, м.
(7.3)
·
для
стадии отработки рудных целиков:
(7.4)
где kн - коэффициент,
учитывающий, какая часть массы столба пород нагружает искусственный массив:
(7.5)
Н - глубина залегания от
поверхности, м;- расстояние между осями рудных целиков, м;
а - ширина искусственного целика, м.
(7.6)
Полученные значения sсж сравнивают
с нормативной прочностью закладки в вертикальном обнажении sсж3 и из них
выбирается наибольшее:
sсж3=2,45, МПа.
Принимаем нормативную прочность
закладки 4,02 МПа.
Состав и стоимость твердеющей
закладки зависят от наличия местных материалов, необходимой прочности, принятой
схемы её приготовления и способа подачи закладочного материала в выработанное
очистное пространство приведены в таблице 7.2.
Таблице 7.2 Состав твердеющей
закладки
Система
разработки
|
Вяжущие:
доменный гранулированный шлак, цемент, кг.
|
Заполнители:
песок с глиной, кг.
|
Вода,
л.
|
Прочность
на сжатие, МПа.
|
Стоимость
1 м3 закладки, руб.
|
1-ый
вариант
|
360:40
|
1280
|
400
|
5
- 6
|
267,6
|
2-ой
вариант
|
180:20
|
1500
|
400
|
1,5
- 2
|
108
|
Годовая производительность закладочного
комплекса:
(7.7)
где kн.д. - коэффициент
неравномерности добычи, kн.д.=1,25;у - коэффициент усадки
твердеющей закладки, kу=1,01.
Часовая производительность
закладочного комплекса:
(7.8)
где Nд и Nсм -
число соответственно рабочих дней в году и смен в сутки при производстве
закладочных работ;
Тсм - продолжительность
смены, час;
Тпз - время на
подготовительно-залючительные операции, час;п - коэффициент
технологических простоев, kп=0,9.
Таким образом закладочный комплекс
обеспечивает часовую производительность закладочных работ и соответствует
техническим характеристикам.
По полученным технико-экономическим показателям
вариант системы разработки слоевой выемки камер расположенных под углом 60о
к простиранию и закладкой выработанного пространства превосходит вариант
камерной системы разработки со взрыводоставкой практически по всем показателям.
Разница в себестоимости составляет 1,5%. Таким образом, для очистной выемки
предлагается второй вариант системы разработки.
Похожие работы на - Проект системы разработки глубоких горизонтов, подверженных горным ударам, на Кальинском месторождении
|