Мет ук прак Планирование ОГР 2012

Таблица 2.2

Расчет прибыли, отнесенной к 1 т погашаемых балансовых запасов

Показатели

Условное обозначение

или расчетная формула

Балансовые

запасы,

Б

т

Содержание

полез-

ного

компонента

в

С

балансовых

запасов,

%

Потери, доли ед.

П

Примешивание

(ра-

зубоживание),

доли

Р

ед.

Количество добытой

Д = Б· (1 – П – Р)

руды, т

Содержание полезно-

Б (1−П) С

го компонента

в

до-

α =

бытой руде, %

Д

Коэффициент извле-

К

=

Дα

чения из недр

Н

Б С

Ценность

полезного

компонента

1

т

ба-

ЦО

лансовых

запасов,

руб.

Валовая ценность 1 т

ЦБ = 0,01С·ЦО

балансовых

запасов,

руб.

Коэффициент

извле-

чения

полезного

КИ

компонента

в

кон-

центрат

Извлекаемая

цен-

ность,

отнесенная к

1 т погашаемых ба-

ЦИ = ЦБ ·КН · КИ

лансовых

запасов,

руб.

Полная

себестои-

Д СП

мость добычи и пе-

СБ

=

Б

реработки,

отнесен-

Вариант разработки

1	2	3

ная к 1 т погашаемых балансовых запасов, руб.

Прибыль, отнесенная к 1 т погашаемых ба-

лансовых запасов, ПБ = ЦИ − СБ руб.

По форме табл. 2.2 вычислить размер прибыли, отнесенной к 1 т погашенных балансовых запасов. Значение коэффициента извлечения полезного компонента в концентрат, приведенные в табл. 2.3, соответствуют величине разубоживания, равной 0 %. С увеличением разубоживания на 10 % коэффициент извлечения уменьшается на 0,005 доли ед. (0,5 %).

а

б

Рис. 2.1. Схема к расчету потерь (а) и разубоживания (б) при разработке горизонтальных залежей

12

Рис. 2.2. Схема к определению потерь и разубоживания при разработке крутопадающей залежи

13

Исходные данные для разработки крутопадающего месторождения

Таблица 2.3

		Содер-		Полная		Угол, град			Плотность, т/м3
		жание		себе-
			Ценность			падения	откоса
				стои-	Коэффициент
	Балансо-	полезно-	1 т ба-	мость	извлечения	залежи φ	уступа	Высота				Высота					Высота			Мощность
Ва-	вые запа-	го ком-	лансовых	добычи	полезного ис-		α	уступа	руды	породы	«треугольника					«треугольника ра-				залежи М,
риант	сы	понента в	запасов	и пере-	копаемого в			НУ, м	γР	γВ	потерь» НП, м					зубоживания»				м
	Б, тыс. т	балансо-	ЦО, руб.	работки	концентрат												НР, м
		вых запа-		СП,
		сах С, %
				руб/т
									2,5
1	20	5	4 600	330	0,70	60	55	10		2,2	0		7,5		15	15		7,5	0	2
2	30	6	4 000	480	0,72	65	60	15	2,8	2,3	0		6		12	12		6	0	3
3	40	8	4 200	480	0,74	70	65	20	3,0	2,5	0		5		10	10		5	0	4
4	30	12	3 800	200	0,76	60	70	15	3,2	2,8	0		7		14	14		7	0	7
5	40	15	3 600	300	0,78	50	75	10	2,5	2,2	0		10		20	20		10	0	8
6	20	14	4 500	370	0,80	45	70	20	2,8	3,2	0		5		10	10		5	0	9
7	30	7	5 000	250	0,77	60	75	15	3,2	3,0	0		8		16	16		8	0	10
8	20	9	6 400	300	0,67	80	60	20	3,0	2,8	0		10		20	20		10	0	12
9	30	5	7 000	500	0,79	75	65	10	2,6	3,2	0		8		16	16		8	0	14
10	40	6	5 500	290	0,80	70	70	20	2,5	2,2	0		6		12	12		6	0	16
11	30	8	5 800	690	0,78	55	55	20	2,8	2,5	0		5		10	10		5	0	13
12	40	12	6 000	380	0,76	60	60	15	3,0	2,2	0		7		17	17		7	0	5
13	20	15	7 000	340	0,74	70	55	20	2,3	3,0	0		10		20	20		10	0	17
14	30	14	8 000	260	0,75	80	75	15	3,0	2,2	0		5		10	10		5	0	2
15	20	7	2 900	370	0,80	45	60	20	2,5	2,2	0		8		16	16		8	0	3
16	30	9	2 800	200	0,85	50	75	10	3,0	2,8	0		10		20	20		10	0	4
17	40	5	3 500	270	0,67	55	60	20	3,2	3,0	0		8		16	16		8	0	7
18	30	6	4 000	490	0,78	60	55	15	2,8	2,5	0		6		12	12		6	0	8
19	40	8	4 200	500	0,80	65	60	15	2,5	2,2	0		5		10	10		5	0	9
20	20	12	3 500	430	0,70	70	75	10	3,2	3,0	0		7		14	14		7	0	10
21	30	15	2 500	340	0,71	75	55	20	3,0	2,8	0		10		20	20		10	0	12
22	20	14	3 700	200	0,72	80	60	10	3,0	2,2	0		5		10	10		5	0	14
23	30	7	3 800	350	0,73	70	55	15	2,8	2,5	0		8		16	16		8	0	16
24	40	9	4 600	300	0,75	80	60	15	3,0	2,8	0		10		20	20		10	0	13
25	30	5	800	300	0,70	50	55	10	2,5	2,2	0		6		12	12		6	0	5

14

Выбрать оптимальный вариант разработки контакта «руда–порода». Ему соответствует максимальная величина прибыли, отнесенная к 1 т погашенных балансовых запасов.

Начертить в масштабе схему к расчету оптимального варианта разработки с указанием необходимых размеров.

Оформить отчет в соответствии с требованиями СТО 4.2-07-2010 на листах формата А4 и сдать преподавателю на проверку.

Вопросы и задания для самоконтроля

1.Что нужно понимать под количественными потерями полезного ископае-

мого?

2.Поясните, что понимают под потерями качества полезного ископаемого.

3.Перечислите основные показатели полноты и качества извлечения полезного ископаемого из недр.

4.Какие потери относят к общекарьерным, а какие – к эксплуатационным?

5.Назовите методы определения количественных и качественных потерь полезного ископаемого.

Практическая работа 3

СОСТАВЛЕНИЕ КАЛЕНДАРНОГО ПЛАНА ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ ГОРИЗОНТАЛЬНЫХ И ПОЛОГИХ ЗАЛЕЖЕЙ

Цель работы: изучение методики составления календарного плана горных работ при разработке горизонтальных и пологих залежей.

Порядок выполнения работы

Определить коэффициент резерва подготовленных запасов φРЕЗ, доли ед., по формуле

	ϕРЕЗ =	NЗ	,	(3.1)
		12

где NЗ – норматив подготовленных запасов, NЗ = 2–3 мес.

В соответствии с вариантом индивидуального задания (табл. 3.1) указать расчетную ширину рабочей площадки ПР, м, на кровле добычного уступа с учетом размещения оборудования и резерва подготовленных запасов:

ПР = ПMIN +	ϕРЕЗ AР	,	(3.2)
	γР НУ LД

где ПMIN – минимальная ширина рабочей площадки (табл. 3.1), м; АР – годовая производительность карьера по добыче (табл. 3.1), т; γР – плотность полезного ископаемого (табл. 3.1), т/м3; LД – длина добычного фронта (табл. 3.1), м.

Выбрать высоту рабочих уступов, исходя из условий использования на добыче и вскрыше одноковшовых экскаваторов и соблюдения требований ЕПБ. При вертикальной мощности полезного ископаемого до 20 м желательно разрабатывать залежь в один уступ. Свыше 20 м – возникает необходимость отработки

15

двух и более уступов. Для уменьшения количества уступов на добыче возможно применение роторных экскаваторов.

В соответствии с исходными данными вычертить поперечный разрез по месторождению в масштабе 1:1 000 или 1:2 000. Принять, что залежь имеет правильную форму, а рельеф поверхности – холмистый. На профиле отметить положение горных работ на начало планирования.

По согласованию с преподавателем можно использовать один из наиболее характерных профилей по карьеру, на котором студент проходил практику.

Вычислить необходимое годовое подвигание фронта работ УГ.У, м, по каждому из добычных уступов:

УГ.У =	АР	,	(3.3)
	γР НУ LД n0

где n0 – количество добычных уступов, ед.

С учетом величины УГ.У на профиле отстроить границы годовых выемочных участков по добыче на 5 лет. Каждый год выделить определенным цветом: 1-й – светло-красным, 2-й – светло-зеленым, 3-й – оранжевым, 4-й – светло-синим, 5-й

– светло-фиолетовым.

От границ годовых выемочных участков по добыче на кровле добычного уступа последовательно отложить значение расчетной величины рабочей площадки ПР, м, в выбранном масштабе. Далее выделить границы выемочных участков по вскрыше (рис. 3.1). Для четных вариантов схема представлена на рис. 3.1, а, для нечетных – на рис. 3.1, б.

16

Таблица 3.1

Исходные данные для составления календарного плана горных работ

В		Плотность, т/м3		Мощность, м			Длина фронта, м		Мини-
а-	Вид полезно-				вскрыши на	Угол паде-			мальная	Годовой объем добы-
ри		полезного							ширина
-	го ископае-	ископаемого	вскры	добычи	начало пла-	ния залежи	добычи LД	вскрыши LВ	рабочей	чи
ан	мого	γР	ши γВ	НД	нирования	φ, град			площадки	АР, тыс. т
					НВ
т									ПMIN, м
1	Уголь	1,4	2,5	12	10	2	2 400	2 000	35	680
2	Железная	2,2	2,8	15	12	3	2 000	1 900	44	310
	руда
3	Цветные ме-	2,4	2,2	16	14	4	1 900	2 400	45	2100
	таллы
4	Железная	3,0	3,2	20	16	5	1 800	2 000	50	4 000
	руда
5	Уголь	1,9	3,0	22	22	0	3 100	1 900	57	1 900
6	Цветные ме-	3,2	2,8	18	18	1	2 100	1 800	35	1 700
	таллы
7	Уголь	1,6	3,2	19	16	0	2 000	3 100	41	300
8	Железная	2,3	2,2	20	13	2	1 900	2 100	45	510
	руда
9	Цветные ме-	2,4	2,5	12	15	2	1 700	2 000	50	2 000
	таллы
10	Железная	2,6	2,2	15	17	3	3 000	1 900	55	1 600
	руда
11	Уголь	1,6	3,0	16	10	4	2 100	1 700	43	3 800
12	Цветные ме-	2,9	2,2	20	12	5	2 000	3 000	51	3 400
	таллы
13	Уголь	1,8	2,2	22	14	0	1 600	2 100	58	2 100
						17

14	Железная	2,4	2,8	18	16	1	1 800	2 000	38	400
	руда
15	Цветные ме-	2,9	3,0	16	22	0	3 400	1 600	41	1 400
	таллы
16	Железная	2,6	2,5	17	18	1	2 100	1 800	45	1 800
	руда
17	Уголь	1,4	2,2	12	16	2	2 000	3 400	50	3 000
18	Цветные ме-	2,8	3,0	15	14	3	1 400	2 100	55	3 100
	таллы
19	Уголь	1,5	2,8	16	10	4	1 800	2 000	35	2 600
20	Железная	3,0	2,2	20	12	5	3 000	1 400	46	2 900
	руда
21	Цветные ме-	2,4	2,5	22	14	0	2 100	1 800	45	1 800
	таллы
22	Железная руда	2,9	2,8	18	16	1	2 600	3 000	50	3 000
23	Уголь	1,2	2,2	14	22	3	1 900	2 100	59	1 700
24	Цветные метал-	2,9	3,0	13	18	4	1 800	2 600	35	3 700
	лы
25	Уголь	1,7	3,4	17	16	2	3 000	1 900	45	490

18

а

б

Рис. 3.1. Календарный план горных работ

Рассчитать годовые объемы вскрыши VВ, м3, по каждому вскрышному уступу и в целом по карьеру:

VВ t(1)	= НВ(1)·УГ.У·LВ,	(3.4)
VВ t(2)	= НВ(2)·УГ.У·LВ,	(3.5)
VВ t(3)	= НВ(3)·УГ.У·LВ,	(3.6)
VВ t = VВ t(1) + VВ t(2) + VВ t(3),		(3.7)

где VВ t(1), VВ t(2), VВ t(3) – годовые объемы вскрыши в t-м году разработки по пер-
вому, второму, третьему вскрышным уступам, м; НВ(1), НВ(2), НВ(3)	– высота пер-
вого, второго, третьего вскрышного уступа, м; LВ – длина фронта по вскрыше, м
(табл. 3.1).
Вычислить годовой объем горной массы АГ.М, т, по формуле
АГ.М = АР + VВ·γВ,	(3.8)
здесь γВ – плотность вскрыши, т/м3 (табл. 3.1).
19

Обосновать режим горных работ карьера. Для рудных карьеров – круглогодовой режим работы. Для угледобывающих предприятий с годовой производительностью до 1 000–1 500 тыс. т горной массы принять пятидневную рабочую неделю и 2 смены в сутки. Для карьеров с производительностью свыше 1 500 тыс. т/год, но менее 25 000 тыс. т горной массы – шестидневную рабочую неделю и 2 или 3 смены в сутки. Для карьеров с годовой производительностью свыше 25 000 тыс. т горной массы принять непрерывную рабочую неделю и 3 смены в сутки. Продолжительность смены – 8 ч.

Выбрать добычное и вскрышное оборудование (одноковшовые экскаваторы) с учетом требований ЕПБ. При разработке скальных и полускальных горных пород (γВ > 2 т/м3) считать, что высота развала равна высоте уступа.

Выбрать число рабочих смен NР, ед., в течение года по справочнику [5, табл. 4.18 или 6, табл. 8.19]. Вычислить годовую производительность QГОД.Э, м3/год, по формуле

QГОД.Э = QЭ.СМ·NР,

(3.9)

где QЭ.СМ – сменная производительность экскаватора [5, табл. 4.17 или 6, табл. 8.15], м3/смену.

Определить количество добычных и вскрышных экскаваторов.

Если на добыче приняты роторные экскаваторы, то расчет производительности следует вести по методике, изложенной в практикуме [1].

Оформить отчет в соответствии с требованиями СТО 4.2-07-2010 на листах формата А4 и сдать преподавателю на проверку.

Вопросы и задания для самоконтроля

1.Укажите цель календарного планирования.

2.Какой вид имеет календарный план горных работ?

3.Какие графические материалы используют при календарном планирова-

нии?

4.Перечислите факторы, влияющие на необходимое годовое подвигание добычного фронта работ.

5.Каким образом можно определить возможное подвигание фронта работ на уступе?

Практическая работа 4

СОСТАВЛЕНИЕ КАЛЕНДАРНОГО ПЛАНА ГОРНЫХ РАБОТ ПРИ РАЗРАБОТКЕ НАКЛОННЫХ И КРУТОПАДАЮЩИХ МЕСТОРОЖДЕНИЙ

Цель работы: изучение методики составления календарного плана при разработке наклонных и крутопадающих месторождений.

Порядок выполнения работы

В настоящей работе календарный план составляют на 5 лет, используя исходные данные, приведенные в табл. 3.1 и 4.1.

20