- непроизводительные затраты на разведку потерянной руды.

Эп = Цизв. – (Сб + ­­ Зр ),

где Сб = (Сд + Со)1/Кк + бр Смп – себестоимость добычи и переработки 1 тонны балансовой руды,

Кк = 1 – р = 0.9 – коэффициент качества руды,

Зр = 0.01Сср.Ц ρ – затраты на геологоразведочные работы,

ρ = 0.1 – доля затрат на геологоразведочные работы в цене металла, содержащегося в 1 тонне балансовой руды,

Цизв. = 0.01Сср.(1-р)ИоИмЦ – ценность извлечения 1 тонны руды.

Цизв. = 0.01×5,19 (1- 0.1)0.82×0.95×20 = 727,7 тыс.р.

Зр = 0.01×5,19×20×0.1 = 103,8 тыс.р.

Сб = (180 + 70)1/0.9 + 1/10,44´200 = 296,9 тыс.р.

Эп = Цизв. – (Сб + Зр ) = 727,7 – (296,9 + 103,8 )= 327 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от потерь руды при разработке месторождения определяем по формуле:

Эпг = n А (1-р)Эп / 100(1- n), р.,

Эпг = 0.02×2,3(1- 0.1)327 / 100(1- 0.02) = 138,1 млн.р.

б) Определение экономического ущерба от разубоживания.

Экономический ущерб от разубоживания складывается из двух величин:

- затраты на добычу разубоживающих пород, которая равна затратам на добычу руды по руднику.

- затраты на обогащение.

Количество разубоживающих пород приходящихся на 1 тонну балансовой руды:

Х = р / 1 – р = 0.1/1- 0.1 = 0.11

Экономический ущерб от разубоживания 1 тонны балансовой руды:

Эр = Х (Сд + Со) = 0.11(180+70) = 27,5 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от разубоживания:

Эрг = Вг (Сд + Со) = р×А(Сд + Со) = 0,12,3(180+70)= 57,5 млрд.р.

где Вг – количество разубоживающих пород в рудной массе, добываемой рудником за 1 год в тоннах.

в) Для полной оценки месторождения полезных ископаемых необходимо подсчитать:

- годовая производительность обогатительной фабрики:

Ао = А × бр = 2,3 × 1/10,44 = 220,3 тыс.т.

- годовая производительность металлургического цеха:

Ам = А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тыс.т.

- годовая производительность закладочного комплекса:

Азг = А / γ = 2,3 / 4 = 575 тыс.т.

- суточная производительность закладочного комплекса:

Азс = Азк / Тзк = 575 / 305 = 1,89 тыс.т./сут.

- сменная производительность закладочного комплекса:

Азсм = Азс / 3 = 1,89 / 3 = 630 т

Годовая прибыль горно-металлургического комбината:

Прг = Бг Пр' = Б/Т Пр1 =70,73/33,5 458,84 = 9,61011 руб.

1.4 Показатели промышленной оценки месторождения полезных ископаемых.

Балансовые запасы, Б 70,73 млн.т.

Среднее содержание балансовых запасов, Сср 5,19%

Количество металла, содержащегося в месторождении, Qм 3,671 млн.т.

Количество извлекаемого ежегодно металла, Qмг 109 тыс.т.

Балансовые запасы ежегодной добычи руды, Бг 2,11

Балансовая ценность руды, Цб 1,038 млн.р.

Валовая ценность руды, Цв 930тыс.р.

Извлекаемая ценность руды, Ци 727,7тыс.р.

Годовая производительность рудника, А 2,3 млн.т.

Срок отработки месторождения, Т 33,5 лет

Экономический ущерб от потерь 1 т. балансовой руды, Эп 327 тыс.р.

Экономический ущерб от разубоживания 1 т.

балансовой руды, Эр 27.5 тыс.р.

Годовой экономический ущерб от потерь руды

при разработке месторождения, Эпг 138,1 млн.р.

Годовой экономический ущерб от разубоживания руды при

разработке месторождения, Эрг 57,5 млрд.р.

Себестоимость 1 т концентрата, Qк 2610 тыс.р.

Себестоимость 1 т металла, Qм 7396 тыс.р.

Себестоимость добычи 1 т. руды, Сд 180 тыс.р.

Себестоимость обогащения 1 т. руды, Со 70 тыс.р.

Минимальное содержание металла в руде, Сmin 1.43%

Годовая производительность обогатительной фабрики, Ао 220,3 тыс.т.

Годовая производительность металлургического цеха, Ам 92 тыс.т.

Оптимальные потери руды при разработке, n 2%

Оптимальные потери руды при разубоживании, р 10%

Годовая производительность закладочного комплекса, Азг 575 тыс.т.

Прибыль, получаемая из 1 т. руды, Пр' 458,84 тыс.р.

Прибыль, получаемая из 1 т. металла, Пр 12,604 млн.р.

Годовая прибыль горно-металлургического комбината, Прг 960 млрд.р.

1.5 Расчет площади земельного отвода.

Земельный отвод является главной частью горного отвода. Для определения земельного отвода находим Вг - проекцию месторождения на горизонтальную плоскость (рис. на стр. 9):

Вг1 = В1Cosa1 = 287.94 ´ Cos 10° = 283.57 м;

Вг2 = В2Cosa2 = 359,26 ´ Cos 8° = 355,76 м;

Вг3 = В3Cosa3 = 240,49 ´ Cos 12° = 235,23 м;

Вг = Вг1+ Вг2+ Вг3 = 283.57+355,76+235,23 = 874,56 м,

где: В – размер месторождения по падению, м., a - угол залегания месторождения, град.

Определяем длины х1 и х2 :

х1 = Нн tg (90-d) = 1000´tg (90-75) = 267,9 м;

х2 = Нв tg (90-d) = 850´tg (90-75) = 227,8 м,

где: Нн , Нв – соответственно нижняя и верхняя границы оруденения месторождения, м., d = 75°- угол зоны сдвижения горных пород.

Площадь земельного отвода:

S = (x1 + L + x2)´(x1 + Вг + x2) =

= (267,9 + 1100 + 227,8) ´ (267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м² ,

где: L – размер месторождения по простиранию, м.

Вскрытие местоорждения.

2.1 Способ вскрытия вертикальным скиповым стволом в лежачем боку месторождения посредине линии простирания вне зоны сдвижения пород.

Расчет длин вскрывающих квершлагов.

Lвск=Н / tg ; м

Длина вскрывающего квершлага горизонта ­–850 м Lвск1=850 / tg75 =227,8 м

Длина вскрывающего квершлага горизонта –900 м. L900 = L850 + Вг1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –950 м. L950 = L900 + Вг2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.

Длина вскрывающего квершлага горизонта –1010 м. L1010 = L950 + Вг3 = 867,06+235,23=1102,29

Длина скипового ствола.

Нсс = Нн + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.

Расчет параметров подготовительных выработок.

Горизонт – 900 метров.

Панельная схема отработки. Панель делится на блоки по 110 метров исходя из эффективности электровозной откатки.

Длину откаточных квершлагов принимаем равной: Lот. к-ш = Вг1 = 283,5 м.

Длина откаточных штреков: Lш1 = L = 1100 м.

Общая протяженность откаточного горизонта: Lобщ. от. = 2Lш1 + 10Lот. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.