Выбор системы разработки

Министерство  образования и науки Российской Федерации

ФГБОУ ВПО ИРКУТСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

Кафедра разработки месторождений  полезных ископаемых

наименование  кафедры

 

 Допускаю к защите  

Руководитель Скурихин Ю.Г.

_________________________

                                                                                                                                                                                      ^{И. О. Фамилия}

 

 

Выбор системы разработки

наименование  темы

 

ПОЯСНИТЕЛЬНАЯ  ЗАПИСКА

К КУРСОВОЙ РАБОТЕ ПО ДИСЦИПЛИНЕ

Проектирование горных предприятий

Вариант №12

обозначение документа

 

 

 

Выполнил студент группы		ГП-08				Сафьянов А.С.
		шифр		подпись		И.О. Фамилия
Нормоконтролер						Скурихин Ю.Г.
				подпись		И.О. Фамилия
Курсовая работа защищена с оценкой

 

 

Иркутск 2013 г.

ФГБОУ ВПО ИРКУТСКИЙ  ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКИЙ УНИВЕРСИТЕТ

ЗАДАНИЕ

НА КУРСОВУЮ РАБОТУ

 

 

 

По курсу	Проектирование горных предприятий
Студенту	Сафьянову А.С.
	(фамилия, инициалы)

 

Тема работы	Выбор системы разработки

 

Исходные данные	Мощность рудного тела: m = 3,8 м; Высота этажа: hэ = 50
м ; Длинна блока: lбл = 50 м; Крепость породы: F= 9 ед;
Глубина шпура: lш = 2,2 м; Норма выработки при бурении шпуров: 40 шп/см
Толщина прихвата пород: Первичных: 0,1 м; Вторичных: 0,2 м;
Продолжительность смены: 7 ч; Объемный вес: Руды: 3,2 т/м³;
Породы: 2,7 т/м³.

 

Рекомендуемая литература	Скурихин Ю.Г. Расчёт параметров буровзрывных
работ  при подземной  разработке  рудных  месторождений. Агошков М. И.,
Борисов С. С., Боярский В.А. Разработка рудных и не рудных месторождений.
Брюховецкий О.С., Бунин Ж.В., Ковалев И.А. Технология и комплексная
механизация разработки месторождений  полезных ископаемых.

 

 

Графическая часть на  2 листах

Дата выдачи задания “23” октября 2012 г.

Дата представления работы руководителю “01” февраля 2013 г.

Руководитель  курсовой работы ________________    /  Ю.Г. Скурихин /

 

 

 

 

СОДЕРЖАНИЕ

Исходные данные 5

ВВЕДЕНИЕ 5

1 Расчет системы разработки с магазинированием руды 7

1.1 Производительность скреперной установки и выемочных мощностей 7

1.2 Расчет параметров буро-взрывных работ 9

1.3 Режим работы в блоке по отбойке руды 10

1.4 Объем подготовительно- нарезных и очистных работ 12

1.5 Очистные работы 13

1.6 Показатели использования недр при разработке месторождений полезных ископаемых 14

1.7 Расчет общих расходов на добычу руды 16

1.8 Экономические показатели для оценки системы разработки с магазинированием руды 17

1.9 Прибыль при погашении 1 т балансовых запасов Р_вал (валовая) 18

2 Расчет системы с подэтажными штреками 20

2.1 Удельный расход ВВ «q» 20

2.2 Показатели скважинной отбойки руды 21

2.3 Очистные работы 23

2.4  Показатели использования недр при разработке месторождений полезных ископаемых 24

2.5 Расчет общих расходов на добычу руды 26

Расчет общих расходов на добычу руды 26

2.6 Экономические показатели для оценки системы разработки с подэтажными штреками 28

2.7 Прибыль при погашении 1 т балансовых запасов Р_вал (валовая) 28

ЗАКЛЮЧЕНИЕ 30

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ 31

ПРИЛОЖЕНИЯ 32

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Задание на выполнение курсовой работы

«Выбор системы разработки»

 

1. Выбрать систему разработки  по исходным данным (горно –геологическими  условиями).

2. Выполнить расчеты процессов  очистной выемки.

3. Определить технико-экономические  показатели систем разработки.

4. Выбрать наиболее экономически-эффективную  систему разработки.

5. Составить чертеж системы разработки  в формате А1.

6. Составить чертеж системы разработки  с которой сравнивался выбранный  вариант системы в формате  А4 (пояснительная записка)

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Исходные данные

 

Вариант 12

Мощность рудного тела: m = 3,8 м

Высота этажа: hэ = 50 м

Длинна блока: lбл = 50 м

Крепость породы: F= 9 ед

Глубина шпура: lш = 2,2 м

Норма выработки при бурении шпуров: 40 шп/см

Толщина прихвата пород:

Первичных: 0,1 м

Вторичных: 0,2 м

Продолжительность смены: 7 ч

Объемный вес:

Руды: 3,2 т/м³

Породы: 2,7 т/м³

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

ВВЕДЕНИЕ

 

Системой  разработки рудного месторождения  называют определенный порядок очистной выемки руды и её технологию в сочетании  с совокупностью конструктивных элементов выемочного участка (блока, камеры, ствола)

Для выделения  классов систем разработки рудных месторождений (по классификации акад. М.И. Агошкова) принят признак, характеризующий состояния очистного пространства всего выемочного участка (блока, камеры, ствола) во время отработки его запасов. Этот признак отражает различие между классами систем по условиям их применения, особенностям комплекса технологической операции очистной выемки, а также по основным показателям эффективности. Каждый класс объединяет системы, сходные по условиям применения и показателям эффективности.

При выделении  классов систем разработки не учитывается  способ подержания призабойного пространства, т.е. наличие в нем стоек, механизированной крепи и пр. 

Выбор систем разработки.  На большинстве рудных месторождений по геологическим  и горнотехническим факторам можно  применять различные классы систем разработки. При выборе систем разработки учитывают также степень разведанности месторождения, стоимость крепежных материалов, наличие дешевого закладочного материала и некоторые другие показатели, зависящие от района расположения месторождения.

Выбор систем по геологическим и горнотехническим условиям осуществляют в три этапа:

Первый –  последовательное исключение классов  систем разработки, неприемлемых по каждому  из условий;

Второй – отбор классов систем разработки ( из числа возможных  по условиям применения), заведомо лучших в технологическом отношений;

Третий – выбор конкретной системы  разработки ( в каждом из отобранных классов), наиболее соответствующей  условиям её применения.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1 Расчет системы разработки с магазинированием руды

 

Системы разработки с магазинированием получили широкое  применение при разработке жильных  месторождений редких металлов и  золота. Следует отметить, что в  последние годы область распространения  этих систем значительно расширилась  за счет создания новых видов крепления.

Отличительной особенностью систем разработки с магазинированием руды является заполнение выработанного  пространства отбитой рудой, которая  служит для поддержания вмещающих  пород или используется в качестве своеобразной платформы для рабочих. Во всех случаях после окончания  выемки блока отбитую руду полностью  выпускают.

1.1 Производительность скреперной установки и выемочных мощностей

 

Сменная производительность скреперной установки:

 

Рм = Тсм * Рчас =7 * 13,5 =94,5 м³/смену (1.1)

где     Рчас - часовая производительность скреперной установки; м³/смену

Тсм - продолжительность смены

 

Часовая производительность скреперной установки:

 

Рчас = (60 * Vк * Кнап * Кисп) / (tц * Кр) = (60 * 0,5 *0,9 *0,5)/(1,11 *1,35) = 13,5 м³/ч (1.2)

где     Vк - емкость ковша, Vк = 0,4 - 0,6 м³

Кнап - коэффициент наполнения ковша: Кнап = 0,5

Кисп - коэффициент использования скреперной установки, Кисп = 0,5 -                           0,7

Кр - коэффициент разрыхления рудной массы в ковше: Кр = 1,35

 

Продолжительность цикла:

 

tц = (Lскр/Vр + Lскр/Vк + tп) / 60 = (35/1,17 + 35/1,61 + 15)/60 = 1,11 мин

(1.3)

где     Lскр - длинна скрепирования

Lскр = lбл/2 +10 = 50/2+10=35 м (1.4)

Vр - скорость рабочего каната: Vр = 1,17 м/с

Vк - скорость холостого каната 30ЛС-3с: Vк = 1,61 м/с

tп - время на заполнение ковша, его разгрузку и переключение                                  направления движения ковша: 15с

Выемочные мощности при отбойке и выемке руды:

 

∆mотб=2∆m1=2*0,1=0,2 м. (1.5)

∆mу.в=2∆m2=2*0,2=0,4 м. (1.6)

 

Общая толщина прихвата боковых  пород при выпуске руды:

 

∆mвып.=2∆m2=2*0,2=0,4 м. (1.7)

 

Находим выемочную мощность при  отбойке:

 

mотб=m+∆mотб =3,8+0,2=4 м. (1.8)

 

Выемочная мощность при выпуске  руды:

 

mвып.=m+ ∆mотб.+ ∆mвып = 3,8+0,2+0,4=4,4 м. (1.9)

 

Объем отбойки V_отб при заданном объеме частичного выпуска V_чв(Р_скр)

V_отб=V₁

V₁ – объем отбойки с первичным засорением , м; (m+∆m_отб)

 

Vчв=P_см=94,5 м³/см

 

 м³ (1.10)

где   – коэффициент вторичного засорения, ед;

   , ед; (1.11)

К_чв – коэффициент частичного выпуска,   ед;

 

(1.12)

К_р - коэффициент разрыхление отбитой руды , К_р=1,5

 

Объем отбиваемой руды:

 

 = (3,8+0,2)*31,45*2,2*0,9=249,14 м³ (1.13)

где lш - глубина шпуров

m – мощность рудного тела

hcл – длина отбиваемого слоя руды

ᶯ - коэффициент использования шпура

 

Объём отбитой руды с первичным  и вторичным засорением:

 

м³ (1.14)

 

Где   - длина взрываемого (отбиваемого) слоя руды, м;

         – глубина шпура, м;

- коэффициент использования шпура, ед.;

- выемочная мощность, м;

 – выемочная мощность при отбойке, м;

 

Длина очистной камеры:

 

lоч. Кам = Lбл-lвост-2lм.к.ц= 50-2,6-2*3=41,4 м. (1.15)

 

Длина отбиваемого слоя руды:

 

Lсл= м. (1.16)

где   – глубина шпура, м;

 – коэффициент использования  шпура,  ед;

 

 

Критерии оценки длинны отбиваемого  слоя руды:

 

 

31,45 ≤ 41,4

Принимаем Lсл = 31,45 м.

1.2 Расчет параметров буро-взрывных работ

Шпуровая отбойка:

ВВ- Аммонит №6 жв

f= 9

qэ =0,9 кг/

Кзап=0,8

К=1,15

е – 1

К=1,15

∆=1 кг/

 

Удельный расход ВВ:

 

q = qэ * е * К = 0,9*1*1,15=1,035 кг/м³ (1.17)

где    qэ - эталонный удельный расход ВВ

е - коэффициент работоспособности  ВВ

K - коэффициент на условия взрывания

 

Выход руды с одного погонного метра  шпура:

 

м3/ш.м. (1.18)

 

Сменная выработка бурильщика:

 

 ш.м./см (1.19)

 

Производительность бурильщика:

 

м³/см (1.20)

 

Количество бурильщиков в смену:

 

  (1.21)

 

Количество шпуров во взрываемом слое руды:

 

 шпура (1.22)

 

Общее количество ВВ:

 

 кг. (1.23)

 

 

Количество взрывников:

 

 чел. (1.24)

 

Где   – время на заряжание и взрывание по циклограмме. При продолжительности междусменного перерыва 3 часа. Таким образом время заряжания 2,5 часа 0,5 часа на проветривание.

 норматив времени  на заряжание одного шпура  принимаем 3 минуты.

1.3 Режим работы в блоке по  отбойке руды

Т_смены = 7 часов

Частичный выпуск – 1 смена

Бурение - 1 смена

Перерыв между циклами -  3 часа

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Таблица 1 - График организации работ

 

	Операции	Время	1-ая смена							2-ая смена							3-я смена							4-я смена
			1	2	3	4	5	6	7	1	2	3	4	5	6	7	1	2	3	4	5	6	7	1	2	3	4
1	Частичный выпуск	7	__________________________
2	Бурение	7								___________________________
3	Бурение	7															________________________
4	Заряжание, взрывание	2,5																						_________
5	Проветривание	0,5																									__
	Всего	24

 

1.4 Объем подготовительно- нарезных  и очистных работ

Таблица 2 – Объем подготовительно  нарезных и очистных работ

Наименование работ	Рудная масса							Порода			Балансовые запасы
	Площадь, м2			Длина (высота) м	Добыто, т			Площадь	Длина	Объем
	Общая,  So	По руде, Sp	По породе, Sп		Руда,         Q	Порода,  R	Всего,    Д	м2	м	м3
Подготовка
Лебедочная камера	6		6	6	115,2		115,2			36
Штрек скреперования	4		4	35	448		448			140
Ниши восстающего	4,68	4,68		2,5	37,44		37,44			23,4
Восстающий	4,2	4,2		50	672		672			336
Итого					1272,64		1272,64			535,4
Нарезные  работы
Ниши дучек	3,06	3,06		2,5	24,48		24,48			38,25
Дучки	2,04	2,04		6	39,168		39,168			61,2
Подрезной штрек и подрезка	4,8	4,8		35	537,6		537,6			168
Разворонка					306,56		306,56			95,8
Опережающий восстающий	2,04	2,04		27	352,51		352,15			110,16
Ходки	4	4		3	537,6		537,6			168
итого					1797,92		1797,92			641,41
Очистные  работы
Отбойка	165,6	157,32	8,28	41			6189,6
Выпуск руды	182,16	157,32	24,84	41	18427,87	2612,3	21040,17
Итого					18427,87	2612,3	21040,17
Выемка целиков
Отбойка					2781,74	111,63	2893,27
Выпуск руды					4450,78	474,26	4925,24
Итого					4450,78	474,24	4925,02
Всего					25949,21	3086,54	29035,97

 

1.5 Очистные работы

а) Отбойка руды:

S₀ = l_оч *(m + ∆m_вып)= 41,4*(3,8+0,2) = 165,6 м² (1.25)

 

S_p = l_оч.к * m = 41,4*3,8 =157,32  м² (1.26)

 

S_n = S₀ – S_p = 165,6-157,32 = 8,28 м² (1.27)

 

V_отб  = S₀ * h_оч = 165,6*41 = 6789,6 м³ (1.28)

 

б) Выпуск руды:

S₀ = l_оч *(m + ∆m_вып + ∆m_вып) = 41,4*(3,8+0,2+0,4) = 182,16 м² (1.29)

 

S_p = l_оч.к * m= 41,4*3,8=157,32 м² (1.30)

 

S_n = S₀ – S_p= 182,16-157,32=24,84 м² (1.31)

 

Q_оч = (S_p*h_оч.к.*ᵞ_р – 2Q_{опер.восст.} – Q_ходк)*К_н= (157,32*41*3,2 – 2*352,51 – 537,6)*0,95 = 18427,87 т (1.32)

 

R_оч = S * h * ᵞ * K_н =24,84*41*2,7*0,95=2612,30 т (1.33)

 

где K_н  - 0,95 – коэффициент извлечения руды при очистных работах

 

Д_оч = Q_оч + R_оч = 18427,87+2612,3 = 21040,17 т (1.34)

 

Балансовые:

 

Б= m*Н_э*L_бло*ᵞ_р= 3,8*50*50*3,2=30400 т (1.35)

 

Выемка целиков:

 

а) Отбойка:

_{= [Б  – (}Q_п + Q_н + Q_оч)]:ᵞ_p = м³ (1.36)

_{= [} * ] :ᵞ_п = м³ (1.37)

V_отб = _{+ м}³ (1.38)

 

б) Выпуск руды (целики):

 

Q_ц = [Б – (Q_п + Q_н + Q_оч)]*К_ц = м (1.39)

 

= * Q_ц = *4377,11=474,24 т (1.40)

= Q_ц + R_ц=4450,78+474,24=4925,02 т (1.41)

 

Общая добыча рудной массы:

Д = Q + R (1.41)

 

Q = Q_п  +Q_н  +Q_оч +Q_ц= 1272,64+1797,92+18427,87+4450,78=25795,5 т (1.42)

 

R = R_п +R_н +R_оч +R_ц=0+0+2612,3+474,24=3086,24 т (1.43)

 

Д = Д_п +Д_н +Д_оч +Д_ц=1272,64+1797,92+21040,17+4925,24=29035,97 т (1.44)

 

Проверка по балансовым запасам

Расчетные:

  Б = m * H_э *L_бл *ᵞ_р=30400 м (1.45)

Фактическое:

  Б_ф = Q_п + Q_н + Q_оч/0.95 + Q_ц/0.5= т (1.46)

Б = Б_ф (1.47)

 

30400 =31369

 

Вывод: при сравнение расчетного балансового запаса с фактическим  расхождение составило 3,18%.

 

1.6 Показатели использования недр при разработке месторождений полезных ископаемых

 

Балансовые запасы руды:

 

Б = L_б * Н_э * m * ᵞ_p=30400 т. (1.48)

 

Содержание металла в рудной массе:

 

α^/ = (Q*α + R*α^||) / Д = г/м (1.49)

 

Потери руды:

- абсолютные: П = Б – Q=30400-25949,21=4450,79 т. (1.50)

 

- относительные: п_о = П/Б=4450,79/25949,21=0,171 ед. (1.51)

 

Потери металла:

- абсолютные: П_м = П*α=4450,79*10=44507,9 грамм (1.52)

 

- относительные: п_м = . (1.53)

 

Разубоживание:

Коэффициент видимых потерь качества (видимое разубоживание)

τ₁ = ед. (1.54)

Коэффициент засорения руды

τ₂ = ед. (1.55)

Коэффициент примешивания

τ₃ = ед. (1.56)

Коэффициент истинного разубоживания

τ₄ = ,106 ед. (1.57)

 

Качество горных пород:

1. Коэффициент извлечения металла из недр

К_н = 1 – п_м=1-0,171=0,829 ед. (1.58)

 

2. Коэффициент изменения качества:

 

- видимого: К_к1 = = 1 – τ₁=1- 0,106 = 0,894 ед. (1.59)

 

 

- истинного: К_к4 =  1 - = 1 – τ₄ = 1- 0,106 = 0,894, ед. (1.60)

Выход рудной массы:

- видимый: К_δ1 = К_н / К_к4 = ед. (1.61)

- истинный: К_δ4 = К_н/К_к4 = ед. (1.62)

 

К_δ4 = К_n (1.63)

Где: К_n –коэффициент погашения балансовых запасов, он показывает сколько тон рудной массы позволяет погасить одна тонна балансовых запасов.

 

 

 

 

 

 

 

1.7 Расчет общих расходов на добычу руды

Таблица 3 – Расчет общих расходов на добычу руды

	Стадии  Работ	Параметры				Себестоимость Единицы Руб/м3	Общие Расходы Т.р.
		Площадь	Длина	Объем	Вес
1	Подготовка Лебедочная камера Штрек скреперования Ниши восстающего Восстающий			36 140 23,4 420		3,33 3,33 3,33 10	119,88 466,2 78 4200
	Итого			535,4			4864,08
2	Нарезные работы Ниши дучек Дучки Подрезной штрек и подрезка Разворонка Опережающий восстающий Ходки			38,25 61,2 168 95,8 110,16 168		3,33	127,37 203,8 559,44 319,01 366,83 559,44
	Итого			641,41			2135,89
3	Очистные работы Отбойка руды   Частичный выпуск и выпуск рудной массы			6789,6	21040,17	0,97   0,08	6585,91   1683,21
	Итого						8269,12
4	Выемка целиков Отбойка руды Выпуск руды			2893,27	4925,02	0,97 0,08	2806,47 394
	Итого						3200,47
	Всего						18469,56

 

 

 

Себестоимость добычи 1 т.рудной массы  – С_доб.

С_доб = тыс.руб/т (1.64)

∑ С_доб = ∑С_подг + ∑С_нер + ∑С_оч + ∑С_цел=18469,56 тыс. руб. (1.65)

∑С_оч = ∑С_отб.оч + ∑С_вып.оч = 6585,91 + 1683,21 =8269,12 тыс. руб. (1.66)

 

 

 

Подготовка блока

Штрек скреперования:

∑С_штрек = V_штрек * С_штрек= 140 * 3,33 =466,2 тыс. руб. (1.67)

Восстающий:

∑С_восст = V_восст * С_восст = 420 * 10=4200 тыс. руб. (1.68)

Ниши восстающего:

∑С_ниши.в = V_ниши.в * С_ниши.в = 23,4 * 3,33= 78 тыс. руб. (1.69)

Лебедочная камера:

∑С_леб.к = V_леб.к * С_леб.к = 36 * 3,33= 119,88 тыс. руб. (1.70)

Общие расходы на подготовку блока:

∑С_подг = ∑С_штрек  + ∑С_восст + ∑С_ниши.в+ ∑С_леб.к= 466,2+3360+78+119,88= 4864,08 тыс. руб. (1.71)

 

 

Нарезные работы блока

 

Ниши дучек:

∑С _{н. дучек} = V_{н. дучек} * С_{н. дучек}=38,25*3,33=127,37 тыс. руб. (1.72)

 

Дучки:

∑С_дучек = V_дучек * С_дучек=61,2*3,33=203,8 тыс. руб. (1.73)

 

Подрезной штрек и подрезка:

∑С_{подр. шт} = V_{подр. шт.} * С_{подр. шт}=168*3,33=559,44 тыс. руб. (1.74)

Разворонка:

∑С_{развор.} = V_{развор.}* С_{развор.}=95,8*3,33=319,01 тыс. руб. (1.75)

Опережающий востающий:

∑С_{о. вост.} = V _{о. вост.} * С _{о. вост.} =110,16*3,33=366,83 тыс. руб. (1.76)

Ходки:

∑С_ходки = V_ходки * С_ходки=168*3,33=559,44 тыс. руб. (1.77)

Общие расходы на нарезку блока:

∑С_подг = ∑С_{н. дучек}  + ∑С_дучек + ∑С_{подр. шт}+ ∑С_{развор.} + ∑С_{о. вост.}+ ∑С_ходки = 127,37+203,8+559,44+319,01+366,83+559,44= 2135,89 тыс.руб. (1.78)

1.8 Экономические показатели для оценки системы разработки с магазинированием руды

Цена металла  Ц = 1668,6 руб;

Себестоимость очистных работ

1. Отбойки (подрезки):

  , тыс.руб/м³ (1.79)

Где - производительность бурильщика, м³/смену;

       ,   м³/смену

       - выход руды с 1 п.м. шпура,   м³/м;

 м³/ш.м. (1.80)

2. Частичного выпуска и выпуска руды:

, т. руб/м³ (1.81)

-  сменная  производительность скреперной  установки м³/смену

Коэффициент извлечения металла 

Себестоимость :

- транспортирования и подъема  руды С_транс+С_под = 40  ,руб/тон; (1.82)

- перевозка руды до обогатительной  фабрики С_пер=100  ,руб/тон;

- обогащение руды на обогатительной  фабрики С_обогащ=210  ,руб/тон ;

- по прочим платежам С_проч 290  ,руб/тон;

  руб/т (1.83)

1.9 Прибыль при погашении 1 т балансовых запасов Р_вал (валовая)

  руб/т (1.84)

где - содержание металла в рудной массе, г/т;

- коэффициент  извличения металла при переработке  рудной массы на обогатительной  фабрике, ед. ;

- рыночная цена металла,  руб/г;

- себестоимость добычи  и переработки руды, руб/т;

  руб/т (1.85)

где   – себестоимость добычи руды в блоке, руб/т;

- себестоимость  транспортировки руды до ствола, руб/т;

- себестоимость  подъема руды на поверхность,  руб/т;

- себестоимость  перевозки руды до обогатительной  фабрики, руб/т;

- себестоимость  обогащения руды, руб/т;

 – себестоимость  по прочим платежам, руб/т;

К_п – коэффициент погашения балансовых запасов, руб/т;

  (1.86)

П- коэффициент потерь руды в балансовых запасах, ед;

r₁ – коэффициент разубоживания, ед;

Чистая прибыль:

Извлекаемая ценность с 1 т погашаемых балансовых запасов.

, руб/т (1.87)

Товарная себестоимость погашения 1 т балансовых запасов:

 руб/т (1.88)

= 1,18

Технологическая себестоимость погашения 1т балансовых запасов:

 

= 1287 * 0,927 = 1193,05 руб/т (1.89)

С – себестоимость добычи и переработки 1 т руды;

Валовая прибыль:

  руб/т (1.90)

 

Налоги из валовой прибыли:

 руб/т (1.91)

Налогооблагаемая прибыль:

 – 5610,26 = 3740,17 руб/т (1.92)

Налоги на прибыль:

, руб/т (1.93)

Чистая прибыль:

, руб/т (1.94)

Где 0,2- нагалог на прибыль, 20 %;

       0,6 – налоги из валовой прибыли ( 60% от валовой прибыли)

 

 

 

 

 

 

          

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

2. Расчет  системы с подэтажными штреками

 

Отличительной особенностью системы с подэтажными штреками является то, что блок отрабатывается скважинной отбойкой. Данная система применяется при больших мощностях и четких границах рудного тела.

2.1 Удельный расход ВВ «q»

q = q_э * e * k₁ * k₂ * k₃ * k₄ = 1*1*1,1*1,2*1*1= 1,32, кг/м³

где:

q_э – эталонный удельный расход ВВ – аммонит № 6 ЖВ, кг/м³. Принимают по таблице № 4.