Курсовий проект
З дисципліни:
"Підземна розробка рудних і нерудних родовищ"
Тема: «Промислова оцінка, розтин, підготовка рудного родовища»
Введення.
Норільський гірничорудний район приурочений до північно-західній частині Сибірської платформи. Тут виявлено цілу низку рудопроявів і родовищ сульфідних мідно-нікелевих руд, що асоціюються з трапових інтрузивами.
Родовища Норильського району - Норильське, Талнахское, Жовтневе і ряд інших рудопроявів, є єдиної рудно-магматичної системою.
У межах району виділяються два типи рельєфу: гірський і рівнинний. Гірський рельєф характеризує Норильське (на півдні) та Хараерлахское (на півночі) плато столообразную височини.
Талнахское і Жовтневе родовища представлені суцільними сульфідними рудами, роговиками, аргілітами, вапняками, олівінсодержащімі габро-долерітом і пікрітовимі габро-долерітом.
Незалежно від глибини залягання, родовища відносяться до загрозливих по гірських ударів, а з глибини 700 м. і нижче до небезпечних за гірничих ударів.
1. Промислова оцінка родовища.
Використовуючи дані по глибині залягання родовища, кута падіння, потужності контурів рудного тіла від лежачого боки до висячого, розміру родовища з падіння будуємо розріз рудного тіла.
1.1 Гірничо-геологічна і економічна характеристика рудного родовища.
а) Визначення довжини родовища з падіння.
Визначення довжини родовища ведеться за формулою:
Вi = hi / Sin αi, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами 45 м. і -15 м.
В1 = h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6 º = 574.01, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -15 м. і -75 м.
В2 = h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7 º = 492.33, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -75 м. і -135 м.
В3 = h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8 º = 431.12, м
Таким чином, довжина родовища з падіння дорівнює:
У = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12 = 1497.46 м.
б) Визначення балансового запасу.
Розрахунок балансових запасів ведеться за формулою:
Б i = LB m i γ, т
де L, B - відповідно розміри родовища по простяганню і падінню, м.,
m - потужність родовища, м., g - об'ємна вага руди, т / м 3. Запаси руди в контурі 1:
Б 1 = LB 1 m 1 γ = 2000 × 574.01 × 12 × 2.9 = 39.95 млн.т.
Запаси руди в контурі 2:
Б 2 = LB 2 m 2 γ = 2000 × 492.33 × 13 × 2.9 = 37.12 млн.т.
Запаси руди в контурі 3:
Б 3 = LB 3 m 3 γ = 2000 × 431.12 × 14 × 2.9 = 35.01 млн.т.
Таким чином, визначаємо балансові запаси руди:
Б = Б 1 + Б 2 + Б 3 = 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн. т.
в) Визначення терміну відпрацювання родовища.
Визначення строку відпрацювання родовища ведемо за формулою:
Т = Б (1 - n) / А (1 - р) = 112.08 (1-0.35) / 1.5 (1 - 0.1) = 53.96 років,
де Б - балансові запаси руди, А = 1.5 млн. т. - Річна продуктивність рудника (за завданням), n = 35% - проектні втрати руди при розробці, р = 10% - оптимальні втрати руди при разубожіваніі.
г) Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах.
Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах ведеться за формулою:
З ср = (С 1 Б 1 + С 2 Б 2 + З 3 Б 3) / Б,
де С i - вміст металу по горизонтах (за завданням 4%, 5% і 6% відповідно)
З ср = (4 × 39.95 +5 × 37.12 +6 × 35.01) / 112.08 = 4.96%
д) Визначення кількості металу, що міститься в родовищі.
Визначимо кількість металу, що міститься в родовищі за формулою:
Q M = 0.01 З ср Б = 0.01 × 4.96 × 112.08 = 5.559 млн. т.
Визначимо кількість витягується металу на рік за формулою:
Q M Г = 0.01 З ср Б г = 0.01С СР А (1 - р) / (1 - n) =
= 0.01 × 4.96 × 1.5 (1 - 0.1) / (1 - 0.35) = 0.103 млн. т.
е) Визначення цінності руди.
Визначимо балансову цінність металу, що міститься в 1 тонні руди:
Ц б = 0.01С СР Ц = 0.01 × 4.96 × 700 = 34.72 р.,
де Ц = 700 р. - Ціна 1 тонни умовного металу.
Визначимо валовий цінність металу з урахуванням втрат разубожіванія, що міститься в 1 тонні руди:
Ц в = 0.01С СР (1 - р) Ц = 0.01 × 4.96 (1 - 0.1) 700 = 31.248 р.,
Визначимо видобуту цінність руди за формулою:
Ц і = 0.01С СР (1-р) І про І м Ц, р.,
де І о = 0.82-коефіцієнт вилучення металу з руди при збагаченні
І м = 0.95-коефіцієнт вилучення металу з руди при металургійній переробці.
Ц і = 0.01 × 4.96 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 700 = 24.34.р.
1.2 Розрахунок собівартості кінцевої продукції гірничого виробництва.
а) Визначення собівартості 1 тонни концентрату.
Собівартість 1 тонни концентрату знаходимо за формулою:
Q k = q р (С д + С о), р.,
де q р = 1 / б р = З к / З СР (1-р) І о - кількість балансової руди, необхідне для одержання 1 тонни концентрату, З к = 40% - вміст металу в концентраті, б р - вихід концентрату з 1 тонни балансової руди, С д = 0.7 тис.р. - собівартість видобутку 1 тонни руди, С о = 70 тис.р. - собівартість збагачення 1 тонни руди.
q р = 40 / 5.19 (1 - 0.1) 0.82 = 10,44 т.
Q k = 10,44 (180 + 70) = 2610 тис.р.
б) Визначення собівартості 1 тонни металу.
Собівартість 1 тонни металу визначаємо за формулою:
Q м = (С д + С о) q + q до С мп, р.,
де С мп = 200 тис.р. - собівартість металургійної переробки концентрату, отриманого з 1 тонни руди, q = 1 / б = 1 / 0.01 З СР (1-р) І про І м - кількість рудної маси, необхідне для отримання 1 тонни металу, б р - вихід металу з 1 тонни балансової руди, q к = 100 / С до × І м - необхідна кількість концентрату для одержання 1 тонни металу.
q к = 100 / С до × І м = 100 / 40 × 0.95 = 2.63 т.
q = 1 / 0.01 × 5.19 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 = 27,48 т.
Q м = (180 + 70) 27,48 + 2.63 × 200 = 7396 тис.р.
в) Визначення собівартості переробки 1 тонни руди в метал.
З м = 180 + 70 + 200 × 1 / 10, 44 = 269,16 тис.р.
г) Визначення мінімального вмісту металу в руді.
Мінімальний вміст металу в руді визначаємо за формулою:
З min = С мп / 0.01 (1-р) І про І м Ц,%
З min = 200 / 0.01 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 20 = 1.43%
д) Визначення прибутку, одержуваної з 1 тонни металу і прибутку від
металу, отриманого з 1 тонни руди.
е) Перевірка собівартості 1 тонни металу.
Q м = q × С м = 27,48 × 269,16 = 7396,52 тис.р.
1.3 Розрахунок економічного збитку від втрат і разубожіванія руди при розробці родовища.
а) Економічні збитки, складається з двох величин:
- Недоотриманий прибуток від не витягнутого металу з втраченої руди;
- Непродуктивні витрати на розвідку втраченої руди.
Е п = Ц изв. - (З б + З р.),
де С б = (С д + С о) 1 / К к + б р З мп - собівартість видобутку і переробки 1 тонни балансової руди,
К к = 1 - р = 0.9 - коефіцієнт якості руди,
З р. = 0.01С СР Ц ρ - витрати на геологорозвідувальні роботи,
ρ = 0.1 - частка витрат на геологорозвідувальні роботи в ціні металу, що міститься в 1 тонні руди балансової,
Ц изв. = 0.01С СР (1-р) І про І м Ц - цінність вилучення 1 тонни руди.
Ц изв. = 0.01 × 5,19 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 20 = 727,7 тис.р.
З р. = 0.01 × 5,19 × 20 × 0.1 = 103,8 тис.р.
З б = (180 + 70) 1/0.9 + 1 / 10, 44'200 = 296,9 тис.р.
Е п = Ц изв. - (З б + З р) = 727,7 - (296,9 + 103,8) = 327 тис.р.
Річний економічний збиток від втрат руди при розробці родовища визначаємо за формулою:
Е пг = n А (1-р) Е п / 100 (1 - n), р.,
Е пг = 0.02 × 2,3 (1 - 0.1) 327 / 100 (1 - 0.02) = 138,1 млн.р.
б) Визначення економічного збитку від разубожіванія.
Економічний збиток від разубожіванія складається з двох величин:
- Витрати на видобуток разубожівающіх порід, яка дорівнює витратам на видобуток руди по руднику.
- Витрати на збагачення.
Кількість разубожівающіх порід припадають на 1 тонну балансової руди:
Х = р / 1 - р = 0.1/1- 0.1 = 0.11
Економічний збиток від разубожіванія 1 тонни балансової руди:
Е р = Х (С д + С о) = 0.11 (180 +70) = 27,5 тис.р.
Річний економічний збиток від разубожіванія:
Е рг = В г (С д + С о) = р × А (С д + С о) = 0,1
де В р - кількість разубожівающіх порід у рудної масі, що видобувається рудником за 1 рік у тоннах.
в) Для повної оцінки родовища корисних копалин необхідно підрахувати:
- Річна продуктивність збагачувальної фабрики:
А о = А × б р = 2,3 × 1 / 10, 44 = 220,3 тис.т.
- Річна продуктивність металургійного цеху:
А м = А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тис.т.
- Річна продуктивність закладного комплексу:
А зг = А / γ = 2,3 / 4 = 575 тис.т.
- Добова продуктивність закладного комплексу:
А ЗС = А зк / Т зк = 575 / 305 = 1,89 тис.т. / сут.
- Змінна продуктивність закладного комплексу:
А ЗБМ = А ЗС / 3 = 1,89 / 3 = 630 т
Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату:
П рг = Б р
1.4 Показники промислової оцінки родовища корисних копалин.
Кількість металу, що міститься в родовищі, Q м 3,671 млн. т.
Кількість витягується щорічно металу, Q мг 109 тис.т.
Балансові запаси щорічного видобутку руди, Б г 2,11
Балансова цінність руди, Ц б 1,038 млн.р.
Валова цінність руди, Ц в 930тис.р.
Яку видобувають цінність руди, Ц і 727,7 тис.р.
Річна продуктивність рудника, А 2,3 млн.т.
Термін відпрацювання родовища, Т 33,5 років
Економічний збиток від втрат 1 т. балансової руди, Е п 327 тис.р.
Економічний збиток від разубожіванія 1 т.
балансової руди, Е р 27.5 тис.р.
Річний економічний збиток від втрат руди
при розробці родовища, Е пг 138,1 млн.р.
Річний економічний збиток від разубожіванія руди при
розробці родовища, Е рг 57,5 млрд. рублiв
Собівартість 1 т концентрату, Q до 2610 тис.р.
Собівартість 1 т металу, Q м 7396 тис.р.
Мінімальний вміст металу в руді, З min 1.43%
Річна продуктивність збагачувальної фабрики, А про 220,3 тис.т.
Річна продуктивність металургійного цеху, А м 92 тис.т.
Прибуток, що отримується з 1 т. руди, П р "458,84 тис.р.
Прибуток, що отримується з 1 т. металу, П р 12,604 млн.р.
Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату, П рг 960 млрд. рублiв
1.5 Розрахунок площі земельного відводу.
Земельний відвід є головною частиною гірничого відводу. Для визначення земельного відводу знаходимо У г - проекцію родовища на горизонтальну площину (рис. на стор 9):
У г1 = В 1 Cosa 1 = 287.94 'Cos 10 ° = 283.57 м;
У г2 = У 2 Cosa 2 = 359,26 'Cos 8 ° = 355,76 м;
У г3 = У 3 Cosa 3 = 240,49 'Cos 12 ° = 235,23 м;
У г = У г1 + В г2 + В г3 = 283.57 +355,76 +235,23 = 874,56 м,
де: В - розмір родовища з падіння, м., a - кут залягання родовища, град.
Визначаємо довжини х 1 і х 2:
х 1 = Н н tg (90-d) = 1000'tg (90-75) = 267,9 м;
х 2 = Н в tg (90-d) = 850'tg (90-75) = 227,8 м,
де: Н н, Н в - відповідно нижня і верхня межі зруденіння родовища, м., d = 75 ° - кут зони зрушення гірських порід.
Площа земельного відводу:
S = (x 1 + L + x 2) '(x 1 + У г + x 2) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) '(267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м ²,
де: L - розмір родовища по простяганню, м.
Розтин местооржденія.
2.1 Спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром у лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід.
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
L ТСК = Н / tg
Довжина розкриває квершлагу горизонту -850 м L вск1 = 850 / tg75 = 227,8 м
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L 900 = L 850 + У г1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. L 950 = L 900 + У г2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. L 1010 = L 950 + В г3 = 867,06 +235,23 = 1102,29
Довжина скіпового ствола.
Н сс = Н н + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.
Розрахунок параметрів підготовчих виробок.
Горизонт - 900 метрів.
Панельна схема відпрацювання. Панель ділиться на блоки по 110 метрів виходячи з ефективності електровозної відкатки.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г1 = 283,5 м.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Схема вентілляціонно-закладного горизонту подібна схемі відкатувального горизонту, але без проміжних квершлагом.
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 7802 / 12,67 * 1000 = 0,6
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,2 м 3 / 1000т
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 950 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г2 = 355,76 м.
Довжина відкатних штреків: L ш2 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш2 + 10L від. к-ш = 2200 +3557,6 = 5757,6 м
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш2 +2 L від. к-ш = 2200 +715,2 = 2915,2 м
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 · 1000м = 0,274 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 · 1000м = 3,66 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 1010 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г3 = 235,23 м.
Довжина відкатних штреків: L ш3 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш3 + 10L від. к-ш = 2200 +2352,3 = 4552,3 м
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш3 +2 L від. к-ш = 2200 +470,4 = 2670,46
З дисципліни:
"Підземна розробка рудних і нерудних родовищ"
Тема: «Промислова оцінка, розтин, підготовка рудного родовища»
Введення.
Норільський гірничорудний район приурочений до північно-західній частині Сибірської платформи. Тут виявлено цілу низку рудопроявів і родовищ сульфідних мідно-нікелевих руд, що асоціюються з трапових інтрузивами.
Родовища Норильського району - Норильське, Талнахское, Жовтневе і ряд інших рудопроявів, є єдиної рудно-магматичної системою.
У межах району виділяються два типи рельєфу: гірський і рівнинний. Гірський рельєф характеризує Норильське (на півдні) та Хараерлахское (на півночі) плато столообразную височини.
Талнахское і Жовтневе родовища представлені суцільними сульфідними рудами, роговиками, аргілітами, вапняками, олівінсодержащімі габро-долерітом і пікрітовимі габро-долерітом.
Незалежно від глибини залягання, родовища відносяться до загрозливих по гірських ударів, а з глибини 700 м. і нижче до небезпечних за гірничих ударів.
1. Промислова оцінка родовища.
Використовуючи дані по глибині залягання родовища, кута падіння, потужності контурів рудного тіла від лежачого боки до висячого, розміру родовища з падіння будуємо розріз рудного тіла.
1.1 Гірничо-геологічна і економічна характеристика рудного родовища.
а) Визначення довжини родовища з падіння.
Визначення довжини родовища ведеться за формулою:
Вi = hi / Sin αi, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами 45 м. і -15 м.
В1 = h1 / Sin α1 = 60 / Sin 6 º = 574.01, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -15 м. і -75 м.
В2 = h2 / Sin α2 = 60 / Sin 7 º = 492.33, м
Визначимо довжину родовища з падіння між горизонтами -75 м. і -135 м.
В3 = h3 / Sin α3 = 60 / Sin 8 º = 431.12, м
Таким чином, довжина родовища з падіння дорівнює:
У = В1 + В2 + В3 = 574.01 +492.33 +431.12 = 1497.46 м.
б) Визначення балансового запасу.
Розрахунок балансових запасів ведеться за формулою:
Б i = LB m i γ, т
де L, B - відповідно розміри родовища по простяганню і падінню, м.,
m - потужність родовища, м., g - об'ємна вага руди, т / м 3. Запаси руди в контурі 1:
Б 1 = LB 1 m 1 γ = 2000 × 574.01 × 12 × 2.9 = 39.95 млн.т.
Запаси руди в контурі 2:
Б 2 = LB 2 m 2 γ = 2000 × 492.33 × 13 × 2.9 = 37.12 млн.т.
Запаси руди в контурі 3:
Б 3 = LB 3 m 3 γ = 2000 × 431.12 × 14 × 2.9 = 35.01 млн.т.
Таким чином, визначаємо балансові запаси руди:
Б = Б 1 + Б 2 + Б 3 = 39.95 +37.12 +35.01 = 112.08 млн. т.
в) Визначення терміну відпрацювання родовища.
Визначення строку відпрацювання родовища ведемо за формулою:
Т = Б (1 - n) / А (1 - р) = 112.08 (1-0.35) / 1.5 (1 - 0.1) = 53.96 років,
де Б - балансові запаси руди, А = 1.5 млн. т. - Річна продуктивність рудника (за завданням), n = 35% - проектні втрати руди при розробці, р = 10% - оптимальні втрати руди при разубожіваніі.
г) Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах.
Визначення середнього вмісту металів у балансових запасах ведеться за формулою:
З ср = (С 1 Б 1 + С 2 Б 2 + З 3 Б 3) / Б,
де С i - вміст металу по горизонтах (за завданням 4%, 5% і 6% відповідно)
З ср = (4 × 39.95 +5 × 37.12 +6 × 35.01) / 112.08 = 4.96%
д) Визначення кількості металу, що міститься в родовищі.
Визначимо кількість металу, що міститься в родовищі за формулою:
Q M = 0.01 З ср Б = 0.01 × 4.96 × 112.08 = 5.559 млн. т.
Визначимо кількість витягується металу на рік за формулою:
Q M Г = 0.01 З ср Б г = 0.01С СР А (1 - р) / (1 - n) =
= 0.01 × 4.96 × 1.5 (1 - 0.1) / (1 - 0.35) = 0.103 млн. т.
е) Визначення цінності руди.
Визначимо балансову цінність металу, що міститься в 1 тонні руди:
Ц б = 0.01С СР Ц = 0.01 × 4.96 × 700 = 34.72 р.,
де Ц = 700 р. - Ціна 1 тонни умовного металу.
Визначимо валовий цінність металу з урахуванням втрат разубожіванія, що міститься в 1 тонні руди:
Ц в = 0.01С СР (1 - р) Ц = 0.01 × 4.96 (1 - 0.1) 700 = 31.248 р.,
Визначимо видобуту цінність руди за формулою:
Ц і = 0.01С СР (1-р) І про І м Ц, р.,
де І о = 0.82-коефіцієнт вилучення металу з руди при збагаченні
І м = 0.95-коефіцієнт вилучення металу з руди при металургійній переробці.
Ц і = 0.01 × 4.96 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 700 = 24.34.р.
1.2 Розрахунок собівартості кінцевої продукції гірничого виробництва.
а) Визначення собівартості 1 тонни концентрату.
Собівартість 1 тонни концентрату знаходимо за формулою:
Q k = q р (С д + С о), р.,
де q р = 1 / б р = З к / З СР (1-р) І о - кількість балансової руди, необхідне для одержання 1 тонни концентрату, З к = 40% - вміст металу в концентраті, б р - вихід концентрату з 1 тонни балансової руди, С д = 0.7 тис.р. - собівартість видобутку 1 тонни руди, С о = 70 тис.р. - собівартість збагачення 1 тонни руди.
q р = 40 / 5.19 (1 - 0.1) 0.82 = 10,44 т.
Q k = 10,44 (180 + 70) = 2610 тис.р.
б) Визначення собівартості 1 тонни металу.
Собівартість 1 тонни металу визначаємо за формулою:
Q м = (С д + С о) q + q до С мп, р.,
де С мп = 200 тис.р. - собівартість металургійної переробки концентрату, отриманого з 1 тонни руди, q = 1 / б = 1 / 0.01 З СР (1-р) І про І м - кількість рудної маси, необхідне для отримання 1 тонни металу, б р - вихід металу з 1 тонни балансової руди, q к = 100 / С до × І м - необхідна кількість концентрату для одержання 1 тонни металу.
q к = 100 / С до × І м = 100 / 40 × 0.95 = 2.63 т.
q = 1 / 0.01 × 5.19 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 = 27,48 т.
Q м = (180 + 70) 27,48 + 2.63 × 200 = 7396 тис.р.
в) Визначення собівартості переробки 1 тонни руди в метал.
Собівартість переробки 1 тонни руди в метал визначаємо за формулою:
З м = С д + З о + З мп б р, р.,З м = 180 + 70 + 200 × 1 / 10, 44 = 269,16 тис.р.
г) Визначення мінімального вмісту металу в руді.
Мінімальний вміст металу в руді визначаємо за формулою:
З min = С мп / 0.01 (1-р) І про І м Ц,%
З min = 200 / 0.01 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 20 = 1.43%
д) Визначення прибутку, одержуваної з 1 тонни металу і прибутку від
металу, отриманого з 1 тонни руди.
Прибуток, що отримується з 1 тонни металу, визначаємо за формулою:
П р = Ц - Q м = 20 - 7,396 = 12,604 млн.р.
Прибуток від металу, отриманого з 1 тонни руди визначаємо за формулою:
П р '= Ц і - С м = 728 - 269,16 = 458,84 тис.р.е) Перевірка собівартості 1 тонни металу.
Q м = q × С м = 27,48 × 269,16 = 7396,52 тис.р.
1.3 Розрахунок економічного збитку від втрат і разубожіванія руди при розробці родовища.
а) Економічні збитки, складається з двох величин:
- Недоотриманий прибуток від не витягнутого металу з втраченої руди;
- Непродуктивні витрати на розвідку втраченої руди.
Е п = Ц изв. - (З б + З р.),
де С б = (С д + С о) 1 / К к + б р З мп - собівартість видобутку і переробки 1 тонни балансової руди,
К к = 1 - р = 0.9 - коефіцієнт якості руди,
З р. = 0.01С СР Ц ρ - витрати на геологорозвідувальні роботи,
ρ = 0.1 - частка витрат на геологорозвідувальні роботи в ціні металу, що міститься в 1 тонні руди балансової,
Ц изв. = 0.01С СР (1-р) І про І м Ц - цінність вилучення 1 тонни руди.
Ц изв. = 0.01 × 5,19 (1 - 0.1) 0.82 × 0.95 × 20 = 727,7 тис.р.
З р. = 0.01 × 5,19 × 20 × 0.1 = 103,8 тис.р.
З б = (180 + 70) 1/0.9 + 1 / 10, 44'200 = 296,9 тис.р.
Е п = Ц изв. - (З б + З р) = 727,7 - (296,9 + 103,8) = 327 тис.р.
Річний економічний збиток від втрат руди при розробці родовища визначаємо за формулою:
Е пг = n А (1-р) Е п / 100 (1 - n), р.,
Е пг = 0.02 × 2,3 (1 - 0.1) 327 / 100 (1 - 0.02) = 138,1 млн.р.
б) Визначення економічного збитку від разубожіванія.
Економічний збиток від разубожіванія складається з двох величин:
- Витрати на видобуток разубожівающіх порід, яка дорівнює витратам на видобуток руди по руднику.
- Витрати на збагачення.
Кількість разубожівающіх порід припадають на 1 тонну балансової руди:
Х = р / 1 - р = 0.1/1- 0.1 = 0.11
Економічний збиток від разубожіванія 1 тонни балансової руди:
Е р = Х (С д + С о) = 0.11 (180 +70) = 27,5 тис.р.
Річний економічний збиток від разубожіванія:
Е рг = В г (С д + С о) = р × А (С д + С о) = 0,1
де В р - кількість разубожівающіх порід у рудної масі, що видобувається рудником за 1 рік у тоннах.
в) Для повної оцінки родовища корисних копалин необхідно підрахувати:
- Річна продуктивність збагачувальної фабрики:
А о = А × б р = 2,3 × 1 / 10, 44 = 220,3 тис.т.
- Річна продуктивність металургійного цеху:
А м = А × б = 2,3 × 0.04 = 92 тис.т.
- Річна продуктивність закладного комплексу:
А зг = А / γ = 2,3 / 4 = 575 тис.т.
- Добова продуктивність закладного комплексу:
А ЗС = А зк / Т зк = 575 / 305 = 1,89 тис.т. / сут.
- Змінна продуктивність закладного комплексу:
А ЗБМ = А ЗС / 3 = 1,89 / 3 = 630 т
Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату:
П рг = Б р
1.4 Показники промислової оцінки родовища корисних копалин.
Балансові запаси, Б 70,73 млн. т.
Середній вміст балансових запасів, З ср 5,19%Кількість металу, що міститься в родовищі, Q м 3,671 млн. т.
Кількість витягується щорічно металу, Q мг 109 тис.т.
Балансові запаси щорічного видобутку руди, Б г 2,11
Балансова цінність руди, Ц б 1,038 млн.р.
Валова цінність руди, Ц в 930тис.р.
Яку видобувають цінність руди, Ц і 727,7 тис.р.
Річна продуктивність рудника, А 2,3 млн.т.
Термін відпрацювання родовища, Т 33,5 років
Економічний збиток від втрат 1 т. балансової руди, Е п 327 тис.р.
Економічний збиток від разубожіванія 1 т.
балансової руди, Е р 27.5 тис.р.
Річний економічний збиток від втрат руди
при розробці родовища, Е пг 138,1 млн.р.
Річний економічний збиток від разубожіванія руди при
розробці родовища, Е рг 57,5 млрд. рублiв
Собівартість 1 т концентрату, Q до 2610 тис.р.
Собівартість 1 т металу, Q м 7396 тис.р.
Собівартість видобутку 1 т. руди, С д 180 тис.р.
Собівартість збагачення 1 т. руди, З про 70 тис.р.Мінімальний вміст металу в руді, З min 1.43%
Річна продуктивність збагачувальної фабрики, А про 220,3 тис.т.
Річна продуктивність металургійного цеху, А м 92 тис.т.
Оптимальні втрати руди при розробці, n 2%
Оптимальні втрати руди при разубожіваніі, н 10%
Річна продуктивність закладного комплексу, А зг 575 тис.т.Прибуток, що отримується з 1 т. руди, П р "458,84 тис.р.
Прибуток, що отримується з 1 т. металу, П р 12,604 млн.р.
Річний прибуток гірничо-металургійного комбінату, П рг 960 млрд. рублiв
1.5 Розрахунок площі земельного відводу.
Земельний відвід є головною частиною гірничого відводу. Для визначення земельного відводу знаходимо У г - проекцію родовища на горизонтальну площину (рис. на стор 9):
У г1 = В 1 Cosa 1 = 287.94 'Cos 10 ° = 283.57 м;
У г2 = У 2 Cosa 2 = 359,26 'Cos 8 ° = 355,76 м;
У г3 = У 3 Cosa 3 = 240,49 'Cos 12 ° = 235,23 м;
У г = У г1 + В г2 + В г3 = 283.57 +355,76 +235,23 = 874,56 м,
де: В - розмір родовища з падіння, м., a - кут залягання родовища, град.
Визначаємо довжини х 1 і х 2:
х 1 = Н н tg (90-d) = 1000'tg (90-75) = 267,9 м;
х 2 = Н в tg (90-d) = 850'tg (90-75) = 227,8 м,
де: Н н, Н в - відповідно нижня і верхня межі зруденіння родовища, м., d = 75 ° - кут зони зрушення гірських порід.
Площа земельного відводу:
S = (x 1 + L + x 2) '(x 1 + У г + x 2) =
= (267,9 + 1100 + 227,8) '(267,9 + 874,56 + 227,8) = 2186523,8 м ²,
де: L - розмір родовища по простяганню, м.
Розтин местооржденія.
2.1 Спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром у лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід.
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
L ТСК = Н / tg
Довжина розкриває квершлагу горизонту -850 м L вск1 = 850 / tg75 = 227,8 м
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L 900 = L 850 + У г1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. L 950 = L 900 + У г2 = 511,3 + 355,76 = 867,06 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. L 1010 = L 950 + В г3 = 867,06 +235,23 = 1102,29
Довжина скіпового ствола.
Н сс = Н н + 40 = 1000 + 40 = 1040 м.
Розрахунок параметрів підготовчих виробок.
Горизонт - 900 метрів.
Панельна схема відпрацювання. Панель ділиться на блоки по 110 метрів виходячи з ефективності електровозної відкатки.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г1 = 283,5 м.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Схема вентілляціонно-закладного горизонту подібна схемі відкатувального горизонту, але без проміжних квершлагом.
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 7802 / 12,67 * 1000 = 0,6
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,2 м 3 / 1000т
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 950 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г2 = 355,76 м.
Довжина відкатних штреків: L ш2 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш2 + 10L від. к-ш = 2200 +3557,6 = 5757,6 м
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш2 +2 L від. к-ш = 2200 +715,2 = 2915,2 м
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 · 1000м = 0,274 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 · 1000м = 3,66 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 1010 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г3 = 235,23 м.
Довжина відкатних штреків: L ш3 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш3 + 10L від. к-ш = 2200 +2352,3 = 4552,3 м
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш3 +2 L від. к-ш = 2200 +470,4 = 2670,46
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -1010 метрів:
L л3 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 3 · 1000м = 0,27 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:
L v 3 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 3 · 1000м = 3,62 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 1040' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
До к.руд. = Н общ.к.р. 'q К.Р., руб.;
Н общ.к.р.-загальна висота капітальних рудоспусков;
Н общ.к.р. = 2 * (L к.р.г.-900 + L к.р.г.-950 + L к.р.г.-1010) м.
Де L к.р.г. = h y 1 + h y 2 + H з - довжина капітального рудоспуска горизонту.
h y 1 = 50м. h y 2 = 60м. H з = 30м.
L к.р.г.-900 = 50 +60 +30 = 140 м.
L к.р.г.-950 = 60 +30 = 90 м.
L к.р.г.-1010 = Н з = 30 м.
Н общ.к.р. = 2
До к.руд. = 520
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '15,6'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '7442'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
n n = 200 руб. - Вартість підйому 1 т руди скіпи.
З п =
Річні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:
З е =
Загальні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:
З пв = L общ.отк 'q кв = 15344.9' 1,5 '
Річні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:
З ГПВ =
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = (156 +186.05 +4784)
Питомі експлуатаційні витрати:
З у =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е = 4032,61 + 10,29
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
2.2 Комбінований спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром у лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід і конвеєрним похилим стовбуром.
Кут нахилу конвеєрного стовбура:
φ = arctg
де: h = 100 м. - перепад висот конвеєрного стовбура,
L ГКС = L вск3 + 0,5 У г3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. - горизонтальна складова довжини конвеєрного стовбура
Довжина конвеєрного стовбура:
L кс = 984,7 / Cos 5,8 = 989,8 м.
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L вск1 = L ТСК + В т1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. L вск2 = L вск1 + В г2 = 511,3 + 235,23 = 746,53 м
Довжина скіпового ствола.
Н сс = 980 м.
Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагом.
Горизонт - 900 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г1 = 283.5 м.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 0,62 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,18 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 950 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г2 = 355,76 м.
Довжина відкатних штреків: L ш2 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш2 + 10L від. к-ш = 2200 +3557,6 = 5757,6
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш2 +2 L від. к-ш = 2200 +711,52 = 2911,5
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 · 1000м = 0,274 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 · 1000м = 3,66 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Перетин конвеєрного стовбура:
S кс = 12 м ².
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 980' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво конвеєрного стовбура:
До кс = L кс 'q кс = 989,8' 2 '
Капітальні витрати на стоітельтво дробильного комплексу:
До дк = V дк 'q дк = 200' 10 ³ '1,5' 2,5 '10 ³ = 750 млн.р.
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2Σ L ТСК 'q кв = 2509,66' 1,5 '
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
К р / сп = Н р / сп 'q р / сп = (160 + 60)' 1,2 '
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку конвеєрного стовбура:
З кс = 0,025 * К кс = 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '14,7'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '3760'
Річні експлуатаційні витрати на дроблення руди:
З ін = А 'n ін = 2,3'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
З п =
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди конвеєром:
З пк =
Вартість електровозної відкатки по вантажним квершлагами гір. 900 і -950 м.:
З е.отк = (n е.отк
З е.отк = (150
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = 0,0495 +0,147 +0,094 +4,51 +0,23 +0,868 +0,184 = 6,0825 млрд. рублiв
Питомі експлуатаційні витрати: З в =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е = 2,64 + 9,3' 0,14 = 3,942 Тис.р / т
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
2.3 Спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром, проійденним по родовищу з залишенням охоронного цілика.
Глибина скіпового ствола: Н сс = 1040 м.
Глибина середини родовища: Н ц = (850 +1000) / 2 = 925 м.
Ширина охоронного цілика: в = L 1 + L 2 = 315,3 +342,1 = 657,4 м.
L 1 = tg 15 * (H cc -50) + 50 = 315.3 м.
L 2 = tg 15 * (H cc +50) + 50 = 342.1 м.
Довжина охоронного цілика: а = 2 L 2 = 684,2 м.
Площа цілика: S = А'В = 684,2 '657,4 = 449793,1 м ².
Балансовий запас, що залишається в цілику:
Б ц = V ц γ = 8231213,7 '4 = 32,9 млн.т.
V ц = м ср * S = 18,3 * 449793,1 = 8231213,7 м 3
Економічний збиток що залишається від цілика:
Е ц = Е п Б ц До изв = 327000'32900000'0 .98 = 10,5 трлн.р.
Економічний збиток, що припадає на 1 т. видобутих балансових запасів:
Δ Е ЕЦ = Е ц / (Б - Б ц) = 10,5 '
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L вск1 = L 1 = 315,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. L вск2 = L вск1 + L 2 = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.
Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагом.
Горизонт - 900 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г1 = 283,5 м.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Балансові запаси горизонту:
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 0.616 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,18 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 1010 метрів.
Розрахунок довжин відкатних квершлагом:
L отк кв = (L - L вск2) / 2 = (1100 - 657,4) / 2 = 221,3 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз = 2 '(L 1 + L 2) + 2
Загальна протяжність відкатувального горизонту:
L заг. отк = 6
Балансові запаси горизонту:
Б 2 '= Б - Б ц = 70,73 - 32,9 = 37,83 млн. т
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -1010 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 ' · 1000м = 0,2 м / т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 '· 1000м = 2,6 м ³ / т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 1040' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2Σ L ТСК 'q кв = 1945,4' 1,5 '
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
К р / сп = Н р / сп 'q р / сп = (220 + 60)' 1,2 '
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '15,6'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '2920'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
З п =
Загальні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:
З е.отк = (n е. отк * А * 2 *
З е.отк = (150 * 2,3
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = С сс + С під + С кв + С е.отк + Е ц.
З заг = 0,156 +4,78 +0,073 +0,1742 +10500 = 10,51 трлн.р.
Питомі експлуатаційні витрати: З в =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е + Δ Е ЕЦ = 4,57 + 0,0082' 0,14 + 0,2776 = 4,84 млн / т
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
Капітальні і річні експлуатаційні витрати.
1. Проведення скіпового ствола 15,6 14,7 15,6
2. Проведення конвеєрного стовбура - 1,98 -
3. Проведення розкриваючих квершлагом 7,442 3,76 2,92
4. Проведення капітальних рудоспусков 0,624 0,2640,333
5. Будівництво дробильної камери -0,75 -
6. Загальні капітальні витрати 23,66621,45418,856
7. Питомі капітальні витрати, р / т 10290 93008200
Річні експлуатаційні витрати
1. Підтримання скіпового ствола 0,156 0,147 0,156
2. Підтримання квершлагом 0,1861 0,094 0,073
3. Підйом руди ськипамі 4,784 4,51 4,78
4. Підйом руди конвеєром - 0,23
5. Дроблення руди - 0,184
6. Електровозна відкатка 0,86 0,868 0,174
7. Загальні річні експлуатаційні витрати 9,275 6,033 10510
8. Уд. річні експлуатаційні витрати, р / т 10290 9300 8200
9. Ек. збиток від залишення руди в охоронному
цілику, віднесений до 1 т. балансової руди, - - 10500
10. Наведені затарти, р / т 2005,2 3942 4,84
За приведеними витратами вибираємо 1 спосіб:
Вибір скіпового ствола
Перетин скіпового ствода:
S сс = 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 '2,3 = 31,7 м ²
Діаметр скіпового ствола: D = 2
Годинна продуктивність підйомної установки:
Q годину = (А 'з) / (N' n) = (2,3 '
де: с = 1,5 - коефіцієнт нерівномірності роботи підйомної установки;
N - кількість робочих днів у році;
n - годинник роботи підйому на добу.
Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз в кг.:
Q р = Q годину
де: Q годину - годинна продуктивність підйомної установки;
Н = 1040 м - глибина підйому;
t п = 12 - 16 с. - Час пауз.
Корисна ємність скіпа:
W = Q р / γ н = 33,78 / 4 = 8,4 м ³
де: Q г - Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз;
γ н - насипна вага руди, т / м ³
Вибираємо ськіп 2 СН 11-2, ємністю 11 м ³, розміром 1680'1740, вантажопідйомністю 25 т.
Розрахункова кількість підйомів на годину:
n ч = Q год. / Q г = 942,6 / 33,78 = 28 рази.
Час підйому:
Т п = 3600 / n ч = 3600 / 28 = 128,6 с.
Середня швидкість підйому:
V ср = Н / Т п = 1040 / 128,6 = 8,1 м / с
Максимально допустима правилами ЄПБ швидкість под'ма скіпа:
V мах = 0,8
3.Планірованіе будівництва першої черги рудника.
Найменування обсяг, норма тривалість
1. Скиповий стовбур 1040 50 м / міс 21
2. Клітьового стовбур 1020 50 м / міс 21
3. Вентиляційний ствол 1900 50 м / міс 18
4. Вентиляційний ствол 2950 50 м / міс 19
5. Приствольні двір? 6225 350 м ³ / міс 18
6. Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м / міс 18
7. Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м / міс 18
8. Кап.вент.штрек г.1010м. 1100 60 м / міс 18
9. Розкривши. квершлаги г.900 511,3 60 м / міс 9
10. Розкривши. квершлаги г.950 867,06 60 м / міс 14
11. Розкривши. квершлаги г.1010 1102,29 60 м / міс 18
12. Вент. горизонт 900 м. 2767 60 м / міс 46
13. Вент. горизонт 950 м. 2915 60 м / міс 49
14. Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м / міс 44
15. Відкатний гор.900 м 5035 60 м / міс 84
16. Відкатний гор.950 м 5757,6 60 м / міс 96
17. Відкатний гор.1010 м 4552 60 м / міс 76
18. Капітальні рудоспускі 260 50 м / міс 5
ВСЬОГО: 592
Число прохідницьких бригад:
N бр = Т '/ Т''= 592 / 84 = 7 бригад
де: Т '- час будівництва одним забоєм
Т''= 84 міс .- час будівництва першої черги (7 років)
Розподіл капітальних витрат.
Найменування Вартість Розподіл витрат по роках
Поверхневий комплекс 0,0137 0,0137 3,7
Скиповий стовбур 15,6 3 4 4 4,6
Клітьового стовбур 15,6 3 4 4 4,6
Вентиляційний ствол 1 9,75 2,4 2,4 2,4 2,55
Вентиляційний ствол 2 10,5 2,6 2,6 2,6 2,7
Приствольні двір 1,25 1,25
Кап.вент.штрек г.900м. 1,73 1,3 0,43
Кап.вент.штрек г.950м. 1,73 1 0,73
Кап.вент.штрек г.1010м. 1,73 0,73 1
Розкривши. квершлаги г.900 1,5 1,5
Розкривши. квершлаги р. 950 2,6 2,6
Розкривши. квершлаги р. 1010 3,31 3,31
Вент. горизонт 900 м. 4,15 2 2,15
Вент. горизонт 950 м. 4,37 2,1 2,27
Вент горизонт 1010 м. 4,01 2 2,01
Відкатний гор.900 7,55 2,5 2,5 2,55
Відкатний гор.950 8,6 2,7 2,7 3,2
Відкатний гор.1010 6,83 2,2 2,2 2,43
Капітальні рудоспускі 0,6 0,6
ВСЬОГО 101,42 12,26 13 13 14,45 23,94 15,99 8,78
Бібліографічний список:
1. Х. Х. Кожіев, А. А. Янішевський ТЕХНОЛОГІЯ РОЗРОБКИ РУДНИХ РОДОВИЩ, Норильськ 1995
2. М. І. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярський розробці рудних і нерудних РОДОВИЩ, Москва "Надра", 1983
3. ДОВІДНИК з гірничої справи Москва, "Надра", 1983
4. В. Р. Імінітов ПРОЦЕСИ ГІРНИЧИХ РОБІТ ПРИ РОЗРОБЦІ РОДОВИЩ РУДНИХ Москва, "Надра", 1984
5. В. М. Рогінський ТЕХНОЛОГІЯ, ЕКОНОМІКА І УПРАВЛІННЯ БУДІВНИЦТВОМ ГІРНИЧИХ ПІДПРИЄМСТВ Москва, "Надра", 1984
6. І. Д. Насонов, В. А. Федюкін, М. М. Шуплик ТЕХНОЛОГІЯ БУДІВНИЦТВА ПІДЗЕМНИХ СПОРУД, Ч 1: Будівництво вертикальних виробок Москва, "Надра", 1983
L л3 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 3 · 1000м = 0,27 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:
L v 3 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 3 · 1000м = 3,62 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 1040' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
До к.руд. = Н общ.к.р. 'q К.Р., руб.;
Н общ.к.р.-загальна висота капітальних рудоспусков;
Н общ.к.р. = 2 * (L к.р.г.-900 + L к.р.г.-950 + L к.р.г.-1010) м.
Де L к.р.г. = h y 1 + h y 2 + H з - довжина капітального рудоспуска горизонту.
h y 1 = 50м. h y 2 = 60м. H з = 30м.
L к.р.г.-900 = 50 +60 +30 = 140 м.
L к.р.г.-950 = 60 +30 = 90 м.
L к.р.г.-1010 = Н з = 30 м.
Н общ.к.р. = 2
До к.руд. = 520
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '15,6'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '7442'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
n n = 200 руб. - Вартість підйому 1 т руди скіпи.
З п =
Річні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:
З е =
Загальні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:
З пв = L общ.отк 'q кв = 15344.9' 1,5 '
Річні експлуатаційні витрати на підготовчі виробки:
З ГПВ =
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = (156 +186.05 +4784)
Питомі експлуатаційні витрати:
З у =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е = 4032,61 + 10,29
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
2.2 Комбінований спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром у лежачому боці родовища посередині лінії простягання поза зоною зрушення порід і конвеєрним похилим стовбуром.
Кут нахилу конвеєрного стовбура:
φ = arctg
де: h = 100 м. - перепад висот конвеєрного стовбура,
L ГКС = L вск3 + 0,5 У г3 = 867,06 + 117,615 = 984,7 м. - горизонтальна складова довжини конвеєрного стовбура
Довжина конвеєрного стовбура:
L кс = 984,7 / Cos 5,8 = 989,8 м.
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L вск1 = L ТСК + В т1 = 227,8 + 283,5 = 511,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -950 м. L вск2 = L вск1 + В г2 = 511,3 + 235,23 = 746,53 м
Довжина скіпового ствола.
Н сс = 980 м.
Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагом.
Горизонт - 900 метрів.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 0,62 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,18 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 950 метрів.
Довжину відкатних квершлагом приймаємо рівною: L від. к-ш = У г2 = 355,76 м.
Довжина відкатних штреків: L ш2 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш2 + 10L від. к-ш = 2200 +3557,6 = 5757,6
Загальна протяжність вентиляційного горизонту: L заг. вз = 2L ш2 +2 L від. к-ш = 2200 +711,52 = 2911,5
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -950 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 · 1000м = 0,274 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -950 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 · 1000м = 3,66 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Перетин конвеєрного стовбура:
S кс = 12 м ².
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 980' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво конвеєрного стовбура:
До кс = L кс 'q кс = 989,8' 2 '
Капітальні витрати на стоітельтво дробильного комплексу:
До дк = V дк 'q дк = 200' 10 ³ '1,5' 2,5 '10 ³ = 750 млн.р.
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2Σ L ТСК 'q кв = 2509,66' 1,5 '
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
К р / сп = Н р / сп 'q р / сп = (160 + 60)' 1,2 '
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку конвеєрного стовбура:
З кс = 0,025 * К кс = 0,025 * 1,98 = 49,5 млн.р.
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '14,7'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '3760'
Річні експлуатаційні витрати на дроблення руди:
З ін = А 'n ін = 2,3'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
З п =
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди конвеєром:
З пк =
Вартість електровозної відкатки по вантажним квершлагами гір. 900 і -950 м.:
З е.отк = (n е.отк
З е.отк = (150
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = 0,0495 +0,147 +0,094 +4,51 +0,23 +0,868 +0,184 = 6,0825 млрд. рублiв
Питомі експлуатаційні витрати: З в =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е = 2,64 + 9,3' 0,14 = 3,942 Тис.р / т
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
2.3 Спосіб розтину вертикальним скіповим стовбуром, проійденним по родовищу з залишенням охоронного цілика.
Глибина скіпового ствола: Н сс = 1040 м.
Глибина середини родовища: Н ц = (850 +1000) / 2 = 925 м.
Ширина охоронного цілика: в = L 1 + L 2 = 315,3 +342,1 = 657,4 м.
L 1 = tg 15 * (H cc -50) + 50 = 315.3 м.
L 2 = tg 15 * (H cc +50) + 50 = 342.1 м.
Довжина охоронного цілика: а = 2 L 2 = 684,2 м.
Площа цілика: S = А'В = 684,2 '657,4 = 449793,1 м ².
Балансовий запас, що залишається в цілику:
Б ц = V ц γ = 8231213,7 '4 = 32,9 млн.т.
V ц = м ср * S = 18,3 * 449793,1 = 8231213,7 м 3
Економічний збиток що залишається від цілика:
Е ц = Е п Б ц До изв = 327000'32900000'0 .98 = 10,5 трлн.р.
Економічний збиток, що припадає на 1 т. видобутих балансових запасів:
Δ Е ЕЦ = Е ц / (Б - Б ц) = 10,5 '
Розрахунок довжин розкриваючих квершлагом.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -900 м. L вск1 = L 1 = 315,3 м.
Довжина розкриває квершлагу горизонту -1010 м. L вск2 = L вск1 + L 2 = 315,3 + 342,1 = 657,4 м.
Розрахунок техніко-економічних показників схеми підготовки відкатних та вентиляційних квершлагом.
Горизонт - 900 метрів.
Довжина відкатних штреків: L ш1 = L = 1100 м.
Загальна протяжність відкатувального горизонту: L заг. від. = 2L ш1 + 10L від. к-ш = 2200 + 2835 = 5035 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз. = 2L ш1 + 2L від. к-ш = 2200 + 567 = 2767 м.
Балансові запаси горизонту:
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -900 метрів:
L Л1 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 1 · 1000м = 0.616 м / 1000т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -900 метрів:
L v 1 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 1 · 1000м = 8,18 м ³ / 1000т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Горизонт - 1010 метрів.
Розрахунок довжин відкатних квершлагом:
L отк кв = (L - L вск2) / 2 = (1100 - 657,4) / 2 = 221,3 м.
Загальна протяжність вентиляційного горизонту:
L заг. вз = 2 '(L 1 + L 2) + 2
Загальна протяжність відкатувального горизонту:
L заг. отк = 6
Балансові запаси горизонту:
Б 2 '= Б - Б ц = 70,73 - 32,9 = 37,83 млн. т
Загальний коефіцієнт лінійної підготовки для горизонту -1010 метрів:
L л2 = (L заг. Від. + L заг. Вз.) / Б 2 ' · 1000м = 0,2 м / т
Загальний питома обсяг підготовчих виробок для горизонту -1010 метрів:
L v 2 = (L заг. Від. · S від. + L заг. Вз. · S в) / Б 2 '· 1000м = 2,6 м ³ / т,
де S від. = 14 м ² - площа поперечного перерізу виробок відкотного горизонту,
S ст. = 12 м ² - площа поперечного перерізу виробок вентиляційного горизонту.
Розрахунок капітальних витрат і експлуатаційних річних витрат.
Капітальні витрати на стоітельтво скіпового ствола:
До сс = Н сс 'q сс = 1040' 15 '
Капітальні витрати на стоітельтво розкриваючих квершлагом:
До кв = 2Σ L ТСК 'q кв = 1945,4' 1,5 '
Капітальні витрати на стоітельтво капітальних рудоспусков:
К р / сп = Н р / сп 'q р / сп = (220 + 60)' 1,2 '
Загальні капітальні витрати:
До заг =
Питомі капітальні витрати:
До уд =
Річні експлуатаційні витрати на підтримку скіпового ствола:
З сс = 0,01 До сс = 0,01 '15,6'
Річні експлуатаційні витрати на підтримку розкриваючих квершлагом:
З кв = 0,025 До кв = 0,025 '2920'
Річні експлуатаційні витрати на підйом руди ськипамі:
З п =
Загальні експлуатаційні витрати на електровозну відкатку:
З е.отк = (n е. отк * А * 2 *
З е.отк = (150 * 2,3
Загальні експлуатаційні витрати:
З заг = Σ С = С сс + С під + С кв + С е.отк + Е ц.
З заг = 0,156 +4,78 +0,073 +0,1742 +10500 = 10,51 трлн.р.
Питомі експлуатаційні витрати: З в =
Наведені витрати:
П р = С у + К у 'Е + Δ Е ЕЦ = 4,57 + 0,0082' 0,14 + 0,2776 = 4,84 млн / т
де Е = 0,14 - коефіцієнт ефективності капітальних вкладень.
Капітальні і річні експлуатаційні витрати.
1. Проведення скіпового ствола 15,6 14,7 15,6
2. Проведення конвеєрного стовбура - 1,98 -
3. Проведення розкриваючих квершлагом 7,442 3,76 2,92
4. Проведення капітальних рудоспусков 0,624 0,2640,333
5. Будівництво дробильної камери -0,75 -
6. Загальні капітальні витрати 23,66621,45418,856
7. Питомі капітальні витрати, р / т 10290 93008200
Річні експлуатаційні витрати
1. Підтримання скіпового ствола 0,156 0,147 0,156
2. Підтримання квершлагом 0,1861 0,094 0,073
3. Підйом руди ськипамі 4,784 4,51 4,78
4. Підйом руди конвеєром - 0,23
5. Дроблення руди - 0,184
6. Електровозна відкатка 0,86 0,868 0,174
7. Загальні річні експлуатаційні витрати 9,275 6,033 10510
8. Уд. річні експлуатаційні витрати, р / т 10290 9300 8200
9. Ек. збиток від залишення руди в охоронному
цілику, віднесений до 1 т. балансової руди, - - 10500
10. Наведені затарти, р / т 2005,2 3942 4,84
За приведеними витратами вибираємо 1 спосіб:
Вибір скіпового ствола
Перетин скіпового ствода:
S сс = 23,4 + 3,6 А = 23,4 + 3,6 '2,3 = 31,7 м ²
Діаметр скіпового ствола: D = 2
Годинна продуктивність підйомної установки:
Q годину = (А 'з) / (N' n) = (2,3 '
де: с = 1,5 - коефіцієнт нерівномірності роботи підйомної установки;
N - кількість робочих днів у році;
n - годинник роботи підйому на добу.
Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз в кг.:
Q р = Q годину
де: Q годину - годинна продуктивність підйомної установки;
Н = 1040 м - глибина підйому;
t п = 12 - 16 с. - Час пауз.
Корисна ємність скіпа:
W = Q р / γ н = 33,78 / 4 = 8,4 м ³
де: Q г - Найвигідніший вантаж, що піднімається за 1 раз;
γ н - насипна вага руди, т / м ³
Вибираємо ськіп 2 СН 11-2, ємністю 11 м ³, розміром 1680'1740, вантажопідйомністю 25 т.
Розрахункова кількість підйомів на годину:
n ч = Q год. / Q г = 942,6 / 33,78 = 28 рази.
Час підйому:
Т п = 3600 / n ч = 3600 / 28 = 128,6 с.
Середня швидкість підйому:
V ср = Н / Т п = 1040 / 128,6 = 8,1 м / с
Максимально допустима правилами ЄПБ швидкість под'ма скіпа:
V мах = 0,8
3.Планірованіе будівництва першої черги рудника.
Найменування обсяг, норма тривалість
1. Скиповий стовбур 1040 50 м / міс 21
2. Клітьового стовбур 1020 50 м / міс 21
3. Вентиляційний ствол 1900 50 м / міс 18
4. Вентиляційний ствол 2950 50 м / міс 19
5. Приствольні двір? 6225 350 м ³ / міс 18
6. Кап.вент.штрек г.900м. 1100 60 м / міс 18
7. Кап.вент.штрек г.950м. 1100 60 м / міс 18
8. Кап.вент.штрек г.1010м. 1100 60 м / міс 18
9. Розкривши. квершлаги г.900 511,3 60 м / міс 9
10. Розкривши. квершлаги г.950 867,06 60 м / міс 14
11. Розкривши. квершлаги г.1010 1102,29 60 м / міс 18
12. Вент. горизонт 900 м. 2767 60 м / міс 46
13. Вент. горизонт 950 м. 2915 60 м / міс 49
14. Вент горизонт 1010 м. 2670,46 60 м / міс 44
15. Відкатний гор.900 м 5035 60 м / міс 84
16. Відкатний гор.950 м 5757,6 60 м / міс 96
17. Відкатний гор.1010 м 4552 60 м / міс 76
18. Капітальні рудоспускі 260 50 м / міс 5
ВСЬОГО: 592
Число прохідницьких бригад:
N бр = Т '/ Т''= 592 / 84 = 7 бригад
де: Т '- час будівництва одним забоєм
Т''= 84 міс .- час будівництва першої черги (7 років)
Розподіл капітальних витрат.
Найменування Вартість Розподіл витрат по роках
Поверхневий комплекс 0,0137 0,0137 3,7
Скиповий стовбур 15,6 3 4 4 4,6
Клітьового стовбур 15,6 3 4 4 4,6
Вентиляційний ствол 1 9,75 2,4 2,4 2,4 2,55
Вентиляційний ствол 2 10,5 2,6 2,6 2,6 2,7
Приствольні двір 1,25 1,25
Кап.вент.штрек г.900м. 1,73 1,3 0,43
Кап.вент.штрек г.950м. 1,73 1 0,73
Кап.вент.штрек г.1010м. 1,73 0,73 1
Розкривши. квершлаги г.900 1,5 1,5
Розкривши. квершлаги р. 950 2,6 2,6
Розкривши. квершлаги р. 1010 3,31 3,31
Вент. горизонт 900 м. 4,15 2 2,15
Вент. горизонт 950 м. 4,37 2,1 2,27
Вент горизонт 1010 м. 4,01 2 2,01
Відкатний гор.900 7,55 2,5 2,5 2,55
Відкатний гор.950 8,6 2,7 2,7 3,2
Відкатний гор.1010 6,83 2,2 2,2 2,43
Капітальні рудоспускі 0,6 0,6
ВСЬОГО 101,42 12,26 13 13 14,45 23,94 15,99 8,78
Бібліографічний список:
1. Х. Х. Кожіев, А. А. Янішевський ТЕХНОЛОГІЯ РОЗРОБКИ РУДНИХ РОДОВИЩ, Норильськ 1995
2. М. І. Агошков, С. С. Борисов, В. А. Боярський розробці рудних і нерудних РОДОВИЩ, Москва "Надра", 1983
3. ДОВІДНИК з гірничої справи Москва, "Надра", 1983
4. В. Р. Імінітов ПРОЦЕСИ ГІРНИЧИХ РОБІТ ПРИ РОЗРОБЦІ РОДОВИЩ РУДНИХ Москва, "Надра", 1984
5. В. М. Рогінський ТЕХНОЛОГІЯ, ЕКОНОМІКА І УПРАВЛІННЯ БУДІВНИЦТВОМ ГІРНИЧИХ ПІДПРИЄМСТВ Москва, "Надра", 1984
6. І. Д. Насонов, В. А. Федюкін, М. М. Шуплик ТЕХНОЛОГІЯ БУДІВНИЦТВА ПІДЗЕМНИХ СПОРУД, Ч 1: Будівництво вертикальних виробок Москва, "Надра", 1983