Учалинское месторождение медно-цинковых руд, его характеристика и эксплуатация

При трехсменном режиме работы и 25 рабочих днях скорость проведения выработки.

Скорость проходки выработки, м/мес:

V=25*l_у*n_см*n_ц

где l_у - длина уходки выработки за цикл;

n_см - число смен в сутки;

n_ц - число циклов в смене

V=25*2,1*3*0,5=78,75 м/мес

t=L/V

где t - время на проходку выработки, мес;

L - длина выработки, м.

t=60/78,75=0,6 мес.

Прежде чем составить циклограмму проходки, нужно учесть тот фактор, что на Учалинском руднике время на взрывание забоев отводится в промежутках между второй и третей сменой, таким образом, осуществляется не более одного цикла в сутки. Оставшееся время рабочие заняты вспомогательными работами, а также работами по проведению и креплению в других выработках.

№	Виды работ	Числорабочих	Продолжительность час	Смена,часов
				1	2	3	4	5	6	7	8
1	Уборка породы	2	1,7
2	Крепление	2	0,8
3	Бурение шпуров	1	2,5
4	Заряжание и взрывание шпуров	2	1,5
5	Проветривание	-	0,5
6	Прочие работы	1	1

4.2 Системы разработки

Разнообразие горнотехнических условий залегания рудного тела и склонность руд к окислению и самовозгоранию обусловили применение при эксплуатации месторождения различных систем разработки. Однако в качестве основной до настоящего времени применяют этажно-камерную систему

4.2.1 Описание системы разработки

Данные по заданию на систему разработки:

Высота этажа Н = 60 м;

Мощность залежи = 60 м;

Угол падения 85⁰;

Коэффициент крепости руды = 14-16;

вмещающих пород = 12-14;

Годовая производительность рудника А = 1000000 т;

Плотность руды = 4,2 т\м³;

Подходят системы разработки с:

1. Подэтажнаное обрушение

а) с донным выпуском;

б) с торцевым выпуском;

2.Этажно-камерная система

Из этих выше перечисленных систем Я выбираю:

Этажно-камерную систему

4.2.2 Подсчет объема подготовительных и нарезных работ

Подсчет объема подготовительных и нарезных работ на блок и распределение балансовых запасов по процессам работ сводится в таблицу4.7.

Процессы работ	Количество выработок	Длина выработки, м	Общая длина выработок, м	Площадь поперечного сечения, S,м2	Объем по руде, м3	Балансовые запасы руды
				По породе, м2	По руде, м2		Т	% к общим запасам блока
1	2	3	4	5	6	7	8	9
Подготовительные работы: Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Восстающий Сбойки	2 2 2 2 2 2	40 40 80 60 60 10	80 80 160 120 120 20	18 - 18 - 9 18	- 14 18 18 - -	1120 2160 2160	4704 9072 9072
Итого			580			5440	22848	0,06%
Нарезные работы: Подсечной орт Ниши Ходки	3 12 6	60 4 5	180 48 30	- - -	14 9 8	2520 432 240	10584 1814,4 1008
Итого:			258			3192	13406,4	0,04%
Очистные работы: выемка камеры целики						69000 55800	289800 234360
Итого по очистным работам:						124800	524160	0,99%
Всего по блоку:						133432	560414,4	100%

Удельный объем подготовительно-нарезных работ, %

К_у = 100 Vп.н./V, (4.19)

К_у = 100 · 8632/124800 = 6,9%

Где V п.н. - объем рудных запасов, извлекаемых из блока при проведении подготовительных и нарезных выработок, м³;

V - объем руды в блоке, м³.

Коэффициент подготовки и нарезки блока, м/1000 т

к_п.н. = 1000 У L_п.н./(Б- Б_п.н.) (4.20)

к_п.н = 1000 · 838/(524160 - 36251) = 1,7 м/1000т,

где: УL _п.н - суммарная длина подготовительных и нарезных выработок, м;

Б - запасы руды в блоке, т;

Б_п.н. - запасы руды, извлекаемых при проведении подготовительных и нарезных выработок, т;

При годовой добыче рудника А объем по проведению подготовительных и нарезных выработок определяют следующим образом:

ДV _п.н. = 0,001 · К_п.н. · А (4.21)

ДV _п.н = 0,001·1,7·1000000·(1 - 0,7)/ 1 = 1581 м³,

Где: р - коэффициент разубоживания руды;

К_и.р. - коэффициент извлечения рудных запасов;

К_п.н. - коэффициент подготовительно-нарезных работ.

4.2.3 Расчет показателей потерь и разубоживания руды по добычному участку (блоку)

Показатели извлечения и разубоживания по стадиям работ приводятся в таблице 4.8

Таблица 4.8

Стадии работ	Балансовые запасы, т.	Коэффициент извлечения руды	Коэффициент разубоживания руды	Извлекаемые запасы, т	Количество добытой рудной массы	Доля участия в добыче рудной массы из блока
1	2	3	4	5	6	7
Подготовительные работы	22848	1	0	22848	22848
Итого	22848	ки.р.п.	рп	22848	22848	0,06
Нарезные работы	13406,4	1	0	13406,4	13406,4
Итого	13406,4			13406,4	13406,4	0,04
Очистные работы выемка камеры	524160	0,93	0,07	524160	524160
Итого	524160	-	-	524160	524160	0,99
Всего по блоку	560414,4	0,93	0,07	560414,4	560414,4	К=1

Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых полным сечением по руде, а также при частичном выпуске отбитой руды в системах с магазинированием к_и.р. = 1; р = 0

Для подготовительных и нарезных выработок, проводимых частично по руде и частично по породе

к_и.р. = 1; р= (S-S_р )/S.

где S - сечение выработки, м²;

S_р - сечение выработки по руде, м².

Определяем извлекаемые запасы

И = Б к_и.р. (4.22)

Где: Б - балансовые запасы (по конкретным работам берутся из графы2) ,

к_и.р. - коэффициент извлечения руды (гр.3)

Определяем количество добытой руды

Д= Б к_и.р.\ (1-р) (4.23)

Где: р - коэффициент разубоживания (гр.4)

Определяем средние значения коэффициента извлечения и разубоживания руды (данные берутся из табл.2)

· По очистным работам

к_и.р.о. = И_о/Б_о (4.24)

где: И_о - извлекаемые запасы руды при очистных работах, т

Б_о - балансовые запасы, т

р_о = (Д_о - И_о)/Д_о (4.25)

где: Д_о количество добытой рудной массы при очистных работах, т

И_о - извлекаемые запасы руды при очистных работах, т

· По блоку

к_и.р. = И / Б (4.26)

где: И - извлекаемые запасы руды, всего по блоку, т

Б - балансовые запасы, всего по блоку, т

р = (Д - И) / Д (4.27)

где: Д - количество добытой рудной массы, всего по блоку, т И - извлекаемые запасы руды по блоку,

4.2.4 Расчет первоочередной подготовки и нарезки блока

Выбор бурильных машин и определение их производительности

Выбор бурильных машин и установочных приспособлений для бурения шпуров следует производить согласно СНиП 111-11-77.

В связи с высокой крепостью пород на рудниках преимущественно применение нашли бурильные машины ГЛ-510Б. Выбор бурильной установки для бурения шпуров в горизонтальной выработке должен производиться с учетом следующих основных положений:

- тип бурильной машины должен соответствовать крепости пород в обуреваемом забое;

- размеры зоны бурения должны быть больше или равны высоте и ширине обуреваемого забоя;

- наибольшая длина буримых шпуров по технической характеристике бурильной машины (установки) должна быть согласована с максимальной длиной шпуров (по паспорту БВР);

- ширина бурильной установки не должна быть больше применяемых транспортных средств.

Бурильная установка - МОНОМАТИК 105 - 40

Технические данные

Общая длина………………………………………………. 11040 мм

Общая высота ………………………………………………. 2870 мм

Общая ширина ……………………………………………… 1835 мм

Сменная эксплуатационная производительность бурильной установки в шпурометрах с учетом времени на подготовительно-заключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам.

Q₃₌T-(t_пз+t¹_пз+t_от+t_вв)/(1/(K₀*n*v))+(t_ман+t_ох+t_к), (4.28)

Где: T - производительность смены, 360 минут;

t_пз - время общих подготовительно-заключительных операций 2,5% минут = 9 минут;

t¹_пз - время подготовительно-заключительных операций при

бурении шпуров 9,5% от продолжительности смены. = 34,2 минут;

t_от - время на отдых 10% от продолжительности смены, = 36 минут;

t_вв - время на технологический перерыв, на взрывные работы 12% от продолжительности смены. = 43,2 минут;

K₀- коэффициент одновременной работы буровых машин. Равный 0,78 при n=1;

n - число бурильных машин 1;

v - скорость бурения (м/мин) в зависимости от крепости пород. Принимается согласно технической характеристике бурильных машин.

v= 13400A_n/(d² · ^0,59_сж),

Где v - скорость бурения, = 1057мм/мин = 1,057м/мин;

A - энергия удара поршня, = 270 Дж;

n - чистота ударов поршня, 56 Гц

d² - диаметр шпура, 45 мм;

^0,59_сж - предел прочности породы на сжатие (МПа*10);

t_ман - время, затраченное на манипулирование по установке и переустановке бурильных машин - 0,4 мин;

t_ох - время обратного хода, t_ох=1/v_ох=1/20 мин.,=0,05мин/м;

t_к - время на замену коронок, =0,1 минута на 1 метр шпура;

Q₃=360-(9+34+36+43,2)/(1/(1· 0,78·1,287)+(0,4+0,05+0,1)=238 м/см

Сменная норма выработки на бурение шпуров бурильными установками:

Н_в=(Т-t_пз-t_об-t_дн) ·n·K₀/(t₀+t_в) ·1,07, (4.29)

где t_пз - общее время на подготовительно-заключительные операции,=40-45 мин;

t_об - время на обслуживание установки около 30мин;

t_дн - личное время рабочего,=10 мин;

n - число бурильных машин;

K₀ - коэффициент одновременной работы бурильных машин, = 0,78 при n=1;

t₀ - 1/v - время на бурение 1 метра шпура (чистая скорость бурения) 1/1,287 = 0,77;

t_в - вспомогательное время при бурении 0,5-0,8 мин./метр;

1,07 - коэффициент отдыха;

Н_в = (360-40-30-10) ·1·0,78/(0,77+0,5) ·1,07 = 161 м/см

Необходимое проходческое оборудование для проведения подготовительных и нарезных выработок и нормы выработки сводятся в таблицу 4.9.

Таблица 4.9

Выработки	Площадь поперечного сечения выработки, м2	Проходческое оборудование	Число рабочих на забой в смену	Комплексная норма выработки, м3/чел.смену
Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Сбойки Подсечной орт Ниши Ходки	18 18 18 18 18 14 9 8	МОНОМАТИК 105 - 40 Кавасаки (KSSM-9)	2 2 2 2 2 2 2 2	11.8 м3/чел. см

При большом объеме горных работ на руднике используют СПУ (системное планирование и управление), которое предусматривает использование сетевых и календарных графиков. Сетевой график определяет продолжительность отдельных видов работ, календарный график показывает сроки выполнения и увязки отдельных видов работ.

При общей подготовки этажа проведены транспортный штрек и наклонный петлевой съезд.

Расчет сетевого графика приводится в таблице 4.10

Таблица 4.10

Выработки	Шифр по рис.1	Объем выработок, м3	Норма выработки, м3/чел.см.	Трудоемкость Работ чел./см.	Макс. число выходов рабочих в сутки	Минимальная продолж-ть работ, сут.
1	2	3	4	5	6	7
Откаточный штрек Вентилеционно ходовой штрек Орт Буровой штрек Сбойки Подсечной орт Ниши Ходки		720 560 1080 1080 360 840 144 80	11.8 м3/чел. см	61,02чел./см 47,5чел./см 91,5чел./см 91,5чел./см 30,5чел./см 71,2чел./см 12,2чел./см 6,8чел./см	1·2·3 =6 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12 2·2·3 =12	10,17 3,9 7,6 7,6 2,5 5,9 1,01 0,5

М = 412,22 чел/см

где М - суммарная трудоемкость работ, чел/см

Максимальное число рабочих в сутки рассчитывается Х - У - Т,

где Х - число забоев,

У - число рабочих на забой,

Т - число смен в сутки.

Сетевой график выполнения подготовительных и нарезных работ показан

рис.2

0,25 2,95 0,5 1,25 3,8

3,8 1 10,17 2 3 4 5 6 7

0 1,95

3,8 8 1,95

0,25 9 10 0,5 11 1,25 12 3,8 13

2,95

По сетевому графику определяем самый длинный путь, являющимся критическим путем.

Продолжительность критического пути определяется, как сложение самых продолжительных работ по проведению выработок:

t_к =39,17суток.

Максимальный численный состав проходческой бригады в сутки определяется по формуле

n _мах = М / t_k (4.30)

n _мах = 412,22/39,17 = 10,5

где М - суммарная трудоемкость работ, чел-см

t_k - продолжительность критического пути на сетевом графике, сут.

С учетом фронта работ и числа рабочих смен в сутки численный состав проходческой бригады принимаем n = 11 чел.

Календарный план подготовки и нарезки блока приведен в таблице №5

Таблица №5

Откаточный штрек1

Вентилеционно ходовой штрек 2

Орт 3

Буровой штрек 4

Сбойки 5

Подсечной орт6

Ниши7

Ходки8

Календарный график выполнения работ. сут
	1	2	3	4	5	6	7	8	9	10	11	12	13	14	15	16	17	18	19	20	21	22	23	24	25
1
2
3
4
5
6
7
8

Продолжительность выполнения подготовительных и нарезных работ t = 24,4 суток.

4.2.5 Скважинная отбойка руды

Линия Наименьшего Сопротивления.

(4.31)

где К_н- коэффициент, учитывающий неоднородность физических свойств горных пород; к_н=0,9-1

С₀- показатель взрываемости горных пород;

d- диаметр скважин, м;

д₀- относительная плотность заряжения скважин;

и - переводной коэффициент от аммонита №6ЖВ к другим ВВ

С₀=20+56е^{-0,2 f}

С₀ = 20 + 56 * 0,04 = 22,24

Значение е^{-0,2 f} в зависимости от коэффициента горных пород по шкале проф. М.М.Протодьяконова выбирается по таблице 4.11

Таблица 4.11

F	4	6	8	10	12	14	16	18	20
е-0,2 f	0,45	0,3	0,2	0,14	0,09	0,06	0,04	0,03	0,02

Значения относительной плотности заряжения д₀ и преводного коэффициента для различных типов ВВ выбираются по таблице 4.12

В качестве взрывчатого вещества выбираем Аммонит №6ЖВ

Таблице 4.12

Тип ВВ	д0	и
Аммонит №6ЖВ	1-1,2	1
Зерногранулит	1,1-1,2	1
В гранулит АС-8	1-1,2	1,15
Гранулит АС-4	1,1-1,2	1,1
Игданит	0,9-1	0,9

щ = 1*22,24*0,105*(1*1)^1/2= 2,9232

Число скважин в слое и расположение зарядов определяем графическим путем, полученные данные сводим в таблицу №8.

Взаимное расположение веерных скважин определяется максимальным а_mах расстоянием и минимальными а_min расстоянием между концами соседних скважин

а_mах =1,5-1,7 w,

а_mах = 3,45 м,

а_min = 0,5-0,7 w,

а_min = 1,15 м.

длина заряда ВВ также определяется по чертежу: из центра бурения проводят 2 окружности радиусом соответственно 1 w и 3 w ( при недозаряде скважин через одну)

Таблица 4.12

Номера скважин	Длина, м	Масса заряда, кг
	Скважины	Заряда ВВ
1	2	3	4
1	36	34	295,8
2	36	30	261
3	36	34	295,8
4	36,6	30,6	266,22
5	37,6	31	269,7
6	27,6	21,4	186,18
7	20	18	156,6
8	14,6	8,8	76,56
9	11	9,6	83,52
10	9	3	26,1
Итого	L = 264,4	Lз =	Q = 1917,48

q - масса заряда на одну скважину, кг.

при диаметре скважины на 1 м. скважины приходится 8,7 кг.

Количество рудной массы, добытой из слоя, т

Д_сл=(Вh-S_б) w гк_и.р./1-р (4.32)

где В - ширина слоя, м;

h- высота слоя, м;

S_б - поперечное сечение буровой выработки, м²

к_и.р. - коэф.извлечения руды;

w - Л.Н.С.,

г- плотность руды, т\м³;

р- коэф. разубоживания.

Д_сл = (12,5*36-18)*2,3*1,2*0,9/1-0,03 = 3999,2 т.

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы, кг/т

q_ф=Q/Д_сл (4.33)

где Q- общий расход ВВ,кг

q_ф = 1917,48/3999,2 = 0,47

Длина скважин на 1000 т отбитой рудной массы

к₁=1000L/Д_сл (4.34)

где L - суммарная длина скважин на слой, м

к₁=1000*264,4/3999,2 = 66,11

Выход рудной массы с 1 м скважины, т

к₂=1000/к₁ (4.35)

к₂=1000/66,11 = 15,12

Продолжительность бурения скважин в слое, смен

t_б=L/n_бП_б (4.36)

где n_б- число буровых станков в работе

П_б- эксплуатационная производительность бурового станка, м/смену.

Для бурения скважин выбираем буравой станок SOLO 1020 со сменной производительностью П_б =200 м/смену.

t_б = 264,4/1*200 = 1,3 смен,

Трудоемкость работ по бурению скважин в слое, чел-смены

N_б=n_рt_б (4.37)

где n_p- число рабочих по бурению

N_б = 2*1,3 = 2,6 чел-смен

Трудоемкость работы по бурению скважин на 1000 т добытой рудной массы

N_бо=1000N_б/Д_сл (4.38)

N_бо = 1000*2,6/3999,2= 0,65

Продолжительность заряжения скважин, смен

t₃ = Q / n₃ П₃ (4.39)

где n₃ - число зарядных устройств;

П_з - эксплуатационная производительность зарядного устройства, кг/см.

Для заряжания скважин используем порционный

зарядчик ЗП-5 с производительностью П_з = 9000 кг/смену,

t₃ = 1917,48/1*9000 = 0,21 смен,

Трудоемкость работ по заряжению скважин

N₃=n_pt₃ (4.40)

где n_р- число рабочих , занятых на заряжении скважин

N₃ = 1*0,21 = 0,21 чел - смен,

Трудоемкость работ по заряжению скважин 1000 т добытой рудной массы

N₃₀ = 1000 N₃ / Д_сл (4.41)

N₃₀ = 1000*0,21/3999,2= 0,05

Продолжительность погрузки руды (уборки отбитой руды)

t_у.п.о= Д_сл /n_уП_у (4.42)

где n_у - количество механизмов, занятых на уборке отбитой руды,

П_у - эксплуатационная производительность, м/смену.

Для уборки руды используем Кавасаки(KSSM-9) с производительностью121 м³/смену, П_у = 121*3,8 =380 т/смену

t_у.п.о= 3999,2/2*380 = 5,2 смен,

Трудоемкость работ по погрузке, чел-смены

N_у=n_рt_у.п.о (4.43)

где n_р- число рабочих занятых на погрузке.

N_у = *5,2 =5,2

Трудоемкость на погрузке 1000 т добытой рудной массы

N_д0=1000 N_у/Д_сл (4.44)

N_д0 = 1000*5,2/3999,2 = 1,3

Время на проветривание по ЕПБ берем 8 часов.

Распределение производственных процессов по сменам сводится в таблицу № 9

где на каждый производственный процесс отводится определенное количество смен, полученных при расчете в пунктах 5.1 и 5.2

Таблица №4.13 Продолжительность работ

Производственные процессы

1 сутки

2 сутки

3 сутки

4 сутки

1см

2см

3см

1см

2см

3см

1см

2см

3см

1см

2см

3с

Бурение

Заряжание и взрывание

Проветривание

Уборка руды

Продолжительность цикла составляет t _ц = 8,2 смен,

Внимание! Дальнейший расчет организации работ будет осуществляться с учетом особенностей систем разработки

а) Системы с открытым очистным пространством

В системах разработки с открытым очистным пространством обычно применяется двухстадийная отработка блока- выемка камеры и целиков. Исключение составляет камерно-столбовая с постоянными целиками.

Среднесуточная производительность блока ( добычного участка) при выемке камеры

Р_о.к. = Д_ц.к / t_н.к(4.45)

где Д_ц.к. - количество добываемой в камере рудной массы за цикл работ, т;

t_н.к - продолжительность цикла работ в камере, смен

Р_о.к. =3999,2/6=666,5

Число блоков в одновременной работе для обеспечения заданной годовой производительности рудника при выемке камер

n_{о.к. =} К _о.к. А / т Р_о.к. (4.46)

где К_о.к. - доля добычи рудной массы из камеры ; см. табл. № 2 (7графа)

А - годовая производительность рудника, т;

y - коэффициент резерва=1,2-1,3;

т - число рабочих дней в году;

Р_{о.к -} среднесуточная производительность камеры, т.

n_{о.к. =0,93х1000000х1,3/30,5х666,5=5,94}

4.2.6 Технико-экономические показатели при выемке камеры (блока)

Расход ВВ на 1 т. добытой рудной массы - 1917,48кг

Фактический удельный расход ВВ на 1 тонну добытой рудной массы, 0,47 кг/т

Трудоемкость работ на 1 цикл, рассчитывается при отработки только камеры:

Бурильщиков

x y z = A

1·1·0,86 =0,86 чел-смен.

где х - число бурильных установок,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, занятых на бурении скважин или шпуров.

Зарядчиков

x y z = Б

1·1·0,21 = 0,21 чел-смен.

где х - число зарядных установок,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, отведенных на заряжание скважин или шпуров.

Машинистов, занятых на погрузке горной массы

x y z = В

1·1·5,2 = 5,2 чел-смен.

где х - число машин,

у - количество рабочих, обслуживающих установки,

z - количество смен, отведенных на уборку отбитой руды.

Производительность труда, т/смену:

Бурильщика

Р_б = Д_сл / А,

Р_б =3999,2/0,86 =4650,23 т/смен

где А - трудоемкость работ бурильщика.

Рабочего по камере

Р_к = Д_сл /А+Б+В,

Р_к = 3999,2/0,86+0,21+5,2 =20 рабочих

где А, Б, В - трудоемкость работ.

4.2.7 Расчет текущей подготовки и нарезки блока

Максимальное число рабочих мест в сутки

n_max = M/t_k (4.47)

n_max = 412,22/24,4 = 17 рабочих

где М - суммарная трудоемкость подготовительных и нарезных работ чел. смены;

t_К - продолжительность критического пути на сетевом графике, сутки

Проектный численный состав (обычно принимают меньше n_max, n = 3 > n_max) должен соответствовать числу рабочих смен в сутки и возможному фронту работ по сетевому графику; удовлетворять требованиям Правил безопасноcти при выполнении горных работ.

Число добычных участков в одновременной подготовке и нарезке, соответствующее числу проходческих бригад одновременной работе

N = n₀t/(t₀-t_p) (4.48)

N = 6·0,8/(6- 0,5) = 1 участок

где n₀ - число блоков в одновременной очистной выемке, обеспечивающее заданную годовую производительность рудника;

t - продолжительность подготовки и нарезки блока по календарному плану выполнения подготовительно-нарезных работ, мес;

t_о - продолжительность очистной выемки блока, мес.;

t_Р - резерв времени, t_p=0,5.

Принимаем N₁> N (до целого в сторону увеличения).

Максимальная (без учета резерва времени) продолжительность подготовительно - нарезных работ, мес.

t_max=N₁t₀/n₀(4.49)

t_max = 1·6/6 = 1 мес.

Принимаем минимальный резерв времени на подготовительно-нарезные работы

t _pmin=0,1t_max (4.50)

t_pmin = 0,1·1 = 0,1 мес

Максимально допустимая продолжительность подготовительно-нарезных работ (с учетом резерва времени)

t_max=N₁(t₀-t_pmin)/n₀ (4.51)

t_мах = 1·(6 - 0,08)/6 = 7 мес

минимальный состав проходческой бригады

n_min=M/t_max (4.52)

n_min = 412,22/7 = 15 человек

значение n_min, согласуем с числом рабочих смен в сутки и принимаем так, чтобы

где n - принятый ранее состав проходческой бригады в сутки, чел

Уточняем

а) продолжительность подготовительно-нарезных работ

t₁=M/n₁ (4.53)

t₁ = 412,22/16 = 25,27 дней = 0,85 мес

б) резерв времени на подготовительно - нарезные работы

Дt_p=t_max-t₁ (4.54)

Дt_p = 25,72-1 = 11,15 мес = 334,5 дня.

4.2.8 Технико-экономические показатели по системе разработки

Количество подготовительных и нарезных выработок на 1000 т подготовленного к очистной выемке запасов руды - 1,7 м,

Доля добычи рудной массы, %:

* из подготовительных и нарезных работ - 1 %

* при выемке камеры - 99 %

Среднесуточная производительность, т:

* рудника - 189 т

Продолжительность работ, смен:

* при отбойке и доставке руды из камеры - 8,2смен

Число блоков в одновременной работе:

* при отбойке и доставке рудной массы из камеры - 6 блоков

Расход ВВ, кг/т:

* при выемке камеры - 0,47 кг/т

Потери руды, %:

* при выемке камеры - 7%

Разубоживание руды %:

* при выемке камеры - 7 %

5.ЭКОНОМИКА ПРЕДПРИЯТИЯ

5.1 Расчет капитавложений на оборудование

Оборудование	Количество	С.П.Руб	Стр.р.	См.р.	Спр.р.	Сбал.р.
Мономатик 105-40	1	7518160	75181,6	75181,6	37590	7706114
Кавасаки (KSSM-9)	1	6890340	34467	34467	68903,4	7648277,4
Соло 1050	1	15230480	761524	761524	152304,8	16905832,8
ЗП-5	1	12500	625	625	-	13750
Набрызо-бетонная машина	1	29500	14750	14750	2950	327450
	Прибыль оборудования от пп1-5 30% 9780427,26
	Итого 42381851,46

5.2 Годовая сумма амортизации

Оборудование	Количество единиц	Стоимость баланса, руб.	Норма амортизации,%	Сумма амортизации (годовая),руб.
Мономатик	1	7706114	25	1926628,5
Кавасаки (KSSV-9)	1	7648277,4	25	1912069,35
Соло1050	1	16905832,8	25	4226458,2
ЗП-5	1	13750	33,3	4578,75
Набрызо-бетонная машина	1	327450	25	81862,5
Прибыль оборудования	9780427,26	25	2445106,81
Итого			10596704,11

5.3 Расчет на материалы и сжатый воздух

Наименование материалов	Единица измерения	Норма расхода 1м	Цена единицы, руб.	Общее количество	Сумма
ВВ(аммонит №6 ЖВ)	кг/м	2,7	14,8	961875,43	1423576,3
ЭД	шт/м	6,08	23,29	28500	663765
ОШ	м/м	0,5	1,97	17812,5	35090,6
Коронки для перфораторов	шт/м	0,11	547	39187,5	21435562,5
ЗП (зажигательный патрон)	шт/м	0,02	5,76	7125,6	41040,6
Прокат черных металлов	кг/м	0,005	45,5	1781,2	81044,6
Шланги	м/м	0,0025	106	890,6	94403,6
Трубы	м/м	0,04	160	14250,8	2280000
Штанги	шт/м	0,0027	5034,97	962,4	4843641,1
Провод взрывной	м/м	0,2	0,85	71250	60562,5
Трос стальной	кг/м	0,1	27,53	35625,3	980756,2
Цемент на крепление	кг/м	1,12	6,8	399000,8	271320,4
Рукава вентиляционные	м/м	0,0025	106	890,6	94403,6
ЭЗОШ	шт/м	0,01	9,62	3562,5	34271,2
Металлическая сетка		0,005	58	1781,2	103309,6
Сжатый воздух	м/мин				86204326,6
Прочие материалы					148206843,2
Всего					74401284,1
Итого					356509254,4

5.4 Расчет заработной платы

Специальность	Кол-во	Тариф ставка	ФРВ	Зарплата по тарифу	Премия (70%)	Основная зарплата	Урал. коэф-т(15%)	Фонд оплаты труда
Бурильщик	2	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Взрывник	6	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Машинист (ПДМ)	3	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Проходчик	6	53,96	23560	105060,12	73542,08	200732,1	30109,81	230841,91
Крепиль-щик	2	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Горно- рабочий	4	44,96	22130	87537,12	61275,98	170943,1	25641,46	196584,56
Электро-слесарь	3	29,70	18570	57825,9	40478,13	116874,03	17531,1	134405,13
Итого по рабочим						1231899,6	365435,81	2801736

ФОТ Бурильщиков	230841,91х6х1,1=1523556,6
ФОТ Взрывников	196584,56х6х1,1=1297458,09
ФОТ Машинистов	230841,91х6х1,1=1523556,6
ФОТ Проходчиков	230841,91х8х1,1=1523556,6
ФОТ Крепильщиков	196584,56х8х1,1=2031408,8
ФОТ Горнорабочих	196584,56х8х1,1=2031408,8
ФОТ Электрослесарей	134405,13х3х1,1=443536,92
Фот рабочих	9975282,41

Специальность	Количество	Оклад	Премия	Оклад+ Премия	Уральский коэф-т	ФОТ
Горный мастер	1	273612	95764,21	369376,21	55406,43	424781,64
Зам.начальника участка	1	358605	125511,75	484116,75	72617,51	556734,26
Начальник участка	1	456030	159600	615630	92344,5	707974,5

ФОТ Мастеров	424781,63х3=1274344,92
ФОТ Зам начальников	556734,26х3=1670202,70
ФОТ Начальников	707974
ФОТ ИТР	3652522,2
Общая ФОТ Рабочих и ИТР	13627804,61

5.5 Отчисления на соцстрах

ФОТ	%	Значения
13627804,61	26	3543229,19

20%-Пенсионный фонд

2,9%-Социальное страхование

2%- Территориальное медицинское страхование

1,1%- Федеральное медицинское страхование

5.6 Расчет себестоимости

Подобные документы

• Обогатительная фабрика производительностью 1,5 млн. т/год для переработки медно-цинковой руды Гайского месторождения

  Проект фабрики по переработке сульфидных медно-цинковых вкрапленных руд Гайского месторождения производительностью 1,5 млн. тонн в год флотационным методом. Технология переработки вкрапленной медно-цинковой руды. Схема обезвоживания пиритного концентрата.
  
  дипломная работа [462,3 K], добавлен 29.06.2012
  

• Проект обогатительной фабрики по переработке медно-цинковых руд Абызского месторождения

  Разработка схемы обогащения медно-цинковых руд Абызского месторождения. Технико-экономическое обоснование строительства обогатительной фабрики. Основные технологические и проектные решения. Генеральный план, транспорт и рекультивация нарушенных земель.
  
  дипломная работа [323,0 K], добавлен 18.03.2015
  

• Проект обогатительной фабрики на базе медно-молибденовых руд Эрденетовского месторождения

  Характеристика исходной руды. Расчет производительности дробильных цехов и измельчительного отделения обогатительной фабрики. Выбор и расчет дробилок и грохотов. Расчет производительности измельчительных мельниц. Расчет гидроциклонов, схем цепей.
  
  курсовая работа [433,0 K], добавлен 08.07.2012
  

• Характеристика процесса обогащения металлических руд на примере Учалинской обогатительной фабрики

  Геологическая характеристика Учалинского месторождения. Нормы и параметры процессов дробления и грохочения. Технологический процесс обогащения руд на Учалинской обогатительной фабрике. Теоретические основы процесса измельчения и классификации руды.
  
  курсовая работа [55,7 K], добавлен 13.11.2011
  

• Обоснование, выбор и расчет средств механизации очистных работ в условиях рудника

  Горно-геологическая характеристика месторождения. Выбор и обоснование отделения горной массы от массива. Расчет параметров погрузочного и рабочего оборудования для доставки руды. Правила технической эксплуатации бурильных и погрузочно-транспортных машин.
  
  курсовая работа [388,9 K], добавлен 20.03.2015
  

• Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на брикетированную шихту

  Современное состояние переработки медно-никелевых руд и концентратов. Оценка энергетических показателей электроплавки медно-никелевого сырья при переходе на новый вид исходных материалов. Определение корреляционных взаимосвязей и теплоты реакций.
  
  дипломная работа [1,1 M], добавлен 01.03.2012
  

• Проект цеха дробления обогатительной фабрики АО "Казахалтын" рудника Бестобе

  Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.
  
  курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012
  

• Железные руды. Общая характеристика

  Изучение свойств руды - сырьевого материала металлургического производства. Характеристика основных способов обогащения руды магнетитом, безводной окисью железа и красным железняком. Методы удаления цинка, серы и мышьяка из состава горной породы.
  
  реферат [13,9 K], добавлен 21.01.2012
  

• Обжиг цинковых концентратов

  Технологическая схема получения цинка. Обжиг цинковых концентратов в печах КС. Оборудование для обжига Zn-ых концентратов. Теоретические основы процесса обжига. Расчет процесса обжига цинкового концентрата в печи кипящего слоя. Расчет оборудования.
  
  курсовая работа [60,0 K], добавлен 23.03.2008
  

• Проектирование рациональных вариантов вскрытия шахтного поля

  Горно-геологическая характеристика месторождения. Промышленные запасы, проектная мощность и режим работы шахты. Нагрузка очистного забоя. Технико-экономическое сравнение вариантов вскрытия пластов в шахтном поле. Подготовка и порядок разработки пластов.
  
  курсовая работа [42,3 K], добавлен 30.09.2012
  

• Получение гальванических покрытий на основе цинка

  Влияние технологических факторов на процесс электролитического осаждения цинка на стальной подложке, органических добавок на качество и пористость цинковых покрытий. Зависимость толщины осаждаемых цинковых покрытий от продолжительности электролиза.
  
  презентация [1,1 M], добавлен 22.11.2015
  

• Технология переработки медно-никелевого агломерата в руднотермической печи

  Физико-химическая сущность процессов получения штейна. Характеристика сырья, металлосодержащих продуктов и основных технологических материалов. Материальный и тепловой расчеты руднотермической плавки медно-никелевого агломерата в руднотермической печи.
  
  курсовая работа [641,5 K], добавлен 23.12.2012
  

• Предварительный обжиг цинковых концентратов для дистилляционного процесса

  Сущность расчета рационального и химического составов сырого (необожжённого) концентрата по соотношениям атомных масс. Составление материального баланса предварительного обжига цинковых концентратов. Тепловой баланс обжига, приход и расход тепла.
  
  контрольная работа [29,7 K], добавлен 01.06.2010
  

• Расчет качественно-количественных показателей подготовительных и основных операций обогащения железной руды

  Качественно-количественные операции флотации железной руды. Расчет процесса дробления-грохочения, крупности и выхода продуктов. Показатели обогащения: выход концентратов, хвостов; содержание компонентов. Технологическая эффективность процессов обогащения.
  
  курсовая работа [66,6 K], добавлен 20.12.2014
  

• Подъемные установки. Электрооборудование выемочно-транспортирующих машин. Локомотивный транспорт. Тяговые подстанции

  Роль угольной промышленности в развитии экономики Украины. Общие сведения о шахте "Красный партизан", ее мощность, вскрытие и подготовка горизонта 1200 м. Геологическая характеристика шахтного поля. Управление выемочно-транспортирующими машинами.
  
  курсовая работа [8,1 M], добавлен 15.08.2012
  

• Черная металлургия

  Характеристика металлургической ценности руды. Обоснование технологической схемы подготовки руды к доменной плавке. Расчет массы и состава шлака, образующегося в доменной печи при выплавке чугуна. Определение состава и количества конвертерного шлака.
  
  курсовая работа [1,7 M], добавлен 06.12.2010
  

• Цех обогащения фабрики для переработки железной руды

  Изучение вещественного состава руды. Выбор и расчет мельниц первой и второй стадий измельчения, гидроциклонов, магнитных сепараторов. Расчет дешламатора для операции обесшламливания. Требования к качеству концентрата. Расчет водно-шламовой схемы.
  
  курсовая работа [120,0 K], добавлен 15.04.2015
  

• Технология обжига цинковых концентратов в печи кипящего слоя

  Техническое обоснование и инженерная разработка системы автоматизации управления технологическим процессом обжига цинковых концентратов в печи кипящего слоя. Определение текущих и итоговых затрат и прироста прибыли. Вопросы охраны труда на производстве.
  
  дипломная работа [1,7 M], добавлен 28.04.2011
  

• Расчет качественно-количественной схемы операций дробления и грохочения руды

  Построение качественно-количественной схемы подготовительных операций дробления, грохочения железной руды: выбор метода, выход продуктов. Обзор рекомендуемого оборудования. Магнитно-гравитационная технология и флотационное обогащение железной руды.
  
  курсовая работа [67,5 K], добавлен 09.01.2012
  

• Эксплуатация Арланского нефтяного месторождения

  Сведения и геолого-промысловая характеристика Арланского месторождения. Физико-химические свойства нефти, газа и воды. Режим работы нефтесборных сетей месторождения. Проектирование трубопроводов системы сбора. Расчет экономической эффективности проекта.
  
  дипломная работа [361,1 K], добавлен 11.03.2012
  

• главная
• рубрики
• по алфавиту
• вернуться в начало страницы
• вернуться к началу текста
• вернуться к подобным работам

№	Затраты	Значения
1	Материальные затраты	356509254,4
2	Оплата труда	13627804,61
3	Отчисления на социальные страхования	3543229,19