Разработка рудных месторождений

метки: Месторождение, Рудный, Горный, Шахтный, Работа, Запас, Вентиляционный, Квершлаг

Целью курсового проекта является закрепление и углубление теоретических знаний и приобретение практических навыков по их использованию при проектировании разработки рудного месторождения подземным способом, а также подготовка к изучению специальных дисциплин специальности. Проектирование разработки рудного месторождения начинается с решения ряда горнотехнологических задач. К ним относятся: вскрытие шахтного поля, подготовка шахтного поля, система разработки рудного месторождения, а также выбор горнотехнологического оборудования. В данной курсовой работе произведено проектирование разработки месторождения подземным способом, при этом осуществлен:

• подсчет запасов руды в шахтном поле;
• выбор режима работы, расчет мощности и срока службы шахты;
• выбор способа подготовки шахтного поля;
• выбор способа вскрытия шахтного поля;
• выбор системы разработки рудного месторождения;
• выбор технологии, механизации и организации очистных работ;
• подсчет объема горных работ на момент сдачи шахты в эксплуатацию;
• подсчет капитальных затрат на горные работы при строительстве шахты.

Графическая часть выполнена на формате А1. Расчетная часть содержит проектирование и расчет параметров шахты.

Кроме того, приведены основные технико-экономические показатели шахты и на чертеже показаны:

1) схема вскрытия шахтного поля в масштабе 1:5000;

2) система разработки в масштабе 1:500;

3) поперечное сечение главного ствола в масштабе 1:50.

1. Краткая горно-технологическая характеристика месторождения

Полиметаллическое месторождение.

Руда — титаномагнетит. Руда и порода неустойчивые.

Глубина до верхней отметки залежи, м	190
Разведанная глубина залежи, м	480
Мощность наносов, м	44
Мощность залежи m, м	58
Угол падения залежи, град	80
Размер залежи по простиранию, м	800
Объемная масса руды, т/м 3	5,1
Объемная масса пород, т/м 3	2,5
Коэффициент крепости руды	6
Коэффициент крепости пород	5
Полезный компонент руды	Fe
Углы сдвижения пород, град:
висячего бока	69
лежачего бока	63
на флангах	65
в наносах	50

2. Подсчет запасов руды в шахтном поле

Подсчет геологических запасов руды в шахтном поле Z _г (т) производится методом среднеарифметического по формуле:

Z _г = S

• H
• m
• г_р = (S

• (H_р — H₀ ) / sin б)

• m
• г_р , (2.1)

где S — размер шахтного поля по простиранию, м;

• H — размер шахтного поля по падению, м;
• m — мощность рудного тела, м;
• б — угол падения рудного тела, град;

г _р — объемная масса руды, т/м³ ;

H _р — разведанная глубина залежи, м;

H ₀ — глубина залегания верхней границы залежи, м.

Z _г = (800

• (480 — 190) / 0,98)
• 58
• 5.1 = 70026122 т

Балансовые запасы руды в шахтном поле Z _б (т) определяются по формуле:

Z _б = Z_г — Z_зб , (2.2)

где Z _зб — забалансовые (некондиционные) запасы руды в шахтном поле, т.

Так как в задании на курсовое проектирование отсутствуют особые условия о наличии некондиционных запасов руды, то их величину принимаем равной нулю. Тогда:

Z _б = 70026122 т

Промышленные запасы руды в шахтном поле, подлежащие отработке подземным способом, Z _пр (т) определяются путем вычитания из балансовых запасов шахтного поля запасов, отрабатываемых открытым способом и проектных потерь руды, включающих общешахтные потери руды в целиках под охраняемыми зданиями, сооружениями и т.д.

Z _пр = Z_б — Z_откр — Z_ц , (2.3)

где Z _откр — балансовые запасы месторождения, отрабатываемые открытым способом, т;

Z _ц — проектные потери руды, т.

Z _пр = 70026122 т

Количество добываемой рудной массы (эксплуатационные запасы рудной массы) в шахтном поле Z _рм (т) определяются с учетом потерь и разубоживания руды при добыче, зависящих от технологии очистных и подготовительных работ в блоке, т.е. от выбранной системы разработки:

Z _рм = Z_пр K_изв / (1 — r) + Z_ц / (1 — r’) , (2.4)

где K _изв — коэффициент извлечения руды в блоке, зависящий от применяемой системы разработки;

K _изв ^ц — коэффициент извлечения руды, зависящий от применяемой системы разработки барьерных и охранных целиков;

• r — коэффициент разубоживания руды, зависящий от применяемой системы разработки в блоке;
• r’- коэффициент разубоживания руды, зависящий от принятой системы разработки целика.

Система разработки — с магазинированием руды блоками по простиранию с оставлением целиков: потери — 3 %, разубоживание — 15 %. Тогда:

Z _рм = 70026122

• 0,9 / (1 — 0,15) = 74145305 т.

3. Режим работы, мощность и срок службы шахты

Режим работы рудника при разработке руд цветных металлов принимается следующим:

• число рабочих дней в году — 305;
• число рабочих смен в сутки — 3;
• число рабочих смен по выдаче руды — 2.

Продолжительность рабочей недели трудящихся принимается:

• на подземных работах — 36 ч;
• на поверхности (кроме горячих и вредных цехов) — 40 ч;
• число рабочих дней недели для всех категорий трудящихся — 5;
• продолжительность смены для подземных рабочих — 7 ч.

Годовая производительность рудника определяется по интенсивности отработки месторождения или по экономически целесообразному сроку его существования.

При углах падения рудных тел более 25є годовая производительность рудника определяется по интенсивности отработки месторождения по формуле:

A _г = V

• S_г

• г_р

• K_изв

• K₁

• K₂

• K₃ / (1 — r) , (3.1)

где V — среднегодовое понижение горных работ по всей рудной площади, м;

S _г — средняя горизонтальная площадь разрабатываемого рудного тела

(S _г = m S / sin б), м;

K ₁ , K₂ — поправочные коэффициенты, зависящие от угла падения и мощности рудного тела;

K ₃ — поправочный коэффициент к величине годового понижения горных работ, принимаемый в зависимости от применяемой системы разработки.

Принимаем V = 15 м (см. [5], прил. 2), K ₁ = 1; K₂ = 0,6; K₃ = 1 (там же, табл. 2.1), S_г = 58 •800 / 0,98 = 47346 м² , тогда:

A _г = 25

• 47346
• 5,1·0.9·1
• 0,6
• 1/ 0, 85 = 3835026 т/год ? 3,8 млн.т/год

Отсюда, суточная проектная мощность шахты с учетом 305 рабочих дней в году равна:

А _с = А_г / 305 = 12573 т/сут.

Расчетный срок службы рудника Т _р (лет) определяется по формуле:

Т _р = Z_рм / A, (3.2)

Т _р = 74145305 / 3835026= 19 лет

Полный срок службы рудника Т _п составляет:

Т _п = Т_р + (t_р + t_з ) /2 › Т_н , (3.3)

где t _р , t_з — продолжительность периодов развития и затухания добычи, лет.

t _р + t_з = 3,2 + 2,6

• A_г , (3.4)

где A _г — годовая производительность шахты, млн. т.

t _р + t_з = 3,2 + 2,6

• 3,8 = 13,08 лет

Т _п = 32 + 9,18 / 2 = 32,08 лет › Т_н (30-35 лет; см. [5], прил. 2, табл. П.2.3)

4. Подготовка шахтного поля

По данным горно-геологических условий принимаю этажный способ подготовки шахтного поля, с нисходящим порядком отработки этажей, с единой системой проветривания. Этажный способ подготовки имеет наибольшее распространение и применяется при разработке наклонных и крутопадающих, а также мощных горизонтальных и пологих месторождений, когда вертикальная высота рудных тел значительно превышает вертикальную высоту этажа.

Подготовка основного (откаточного) горизонта — этажными штреками. Преимуществом этого способа подготовки является более лучшие условия проветривания и несколько меньший объем горноподготовительных работ на откаточном горизонте.

Число этажей n _э ‘ в шахтном поле определяется по формуле:

H _р — H₀

n _э ‘ = ————— , (4.1)

h _э ‘

где h _э ‘ = 70 м (вертикальная высота этажа).

n _э ‘ = (480 — 190) / 70 = 4,14=4

После округления полученной величины до целого числа n _э ‘ = 5 производится корректировка вертикальной высоты этажа h_э по формуле:

h _э = (H_р — H₀ ) / n_э (4.2)

h _э = (480 — 190) / 4 = 72,5 м

Балансовые запасы руды в этаже Z _бэ (т) определяются по формуле:

Z _бэ = Z_б / n_э (4.3)

Z _бэ = 70026122 / 4 = 17506530,5 т ? 17 млн. т

Срок отработки этажа t _э (лет) составит:

Z _бэ

• K_изв

t _э = —————— (4.4)

A

• (1 — r)

t _э = (17506530

• 0,9) / ( 3835026
• 0,85) = 4,8 года

Исходя из срока службы этажа t _э = 4,8 года и продолжительности строительства нового концентрационного горизонта (3…5 лет), определяется число этажей между концентрационными горизонтами — 2 — 4 этажа; и число концентрационных горизонтов в шахтном поле — 2 концентрационных горизонта (см. [5], табл. 2.4).

Число блоков в этаже n _бл определяется по формуле:

n _бл = S / S_бл , (4.5)

где S _бл — размер блока по простиранию, м.

Принимаем S _бл = 60 м (см. [5], прил. 1), тогда:

n _бл = 800 / 60 = 13,3

Балансовые запасы руды в блоке Z _ббл (т) определяются по формуле:

Z _б

Z _ббл = ———— (4.6)

n _э

• n_бл

Z _ббл =70026122 / (4

• 13) = 1346656 т .

5. Вскрытие шахтного поля

Так как срок существования шахты составляет 32 года, то вскрытие месторождения осуществляется поэтапно (очередями).

Отрабатываемые балансовые запасы первой очереди Z _б1 (т) определяются из условия работы шахты заданной проектной мощности A в течение 20 лет:

A

• T ₁

• (1 — r)

Z _б1 = ———————— , (5.1)

K _изв

где T ₁ = 20 (время отработки запасов первой очереди, лет).

Z _б1 = (2300000

• 20
• 0,85) / 0,9 = 43444444 т

Глубина вскрытия запасов первой очереди H ₁ (м) составляет:

H ₁ = H₀ + h₁ , (5.2)

где h ₁ — расстояние от верхней отметки залежи до нижней отметки запасов первой очереди вскрытия и отработки, м.

Z _{б 1}

• sin б

h ₁ = ——————— (5.3)

m

• S
• г _р

h ₁ = (43444444

• 0,98) / 58
• 800
• 5,1 = 179 м

H ₁ = 190 + 179 = 369 м

Основной схемой вскрытия шахтного поля для круто падающего рудного тела рекомендуется принимать — вертикальными стволами и этажными квершлагами с отработкой всех запасов в шахтном поле. Стволы (как правило) располагаются в породах висячего, лежачего боков или на флангах за зоной сдвижения пород. Это делается с целью уменьшения потерь из-за охранных целиков.

Запасы первой очереди отрабатываются поэтажно или концентрационными горизонтами, что является весьма распространенным и прогрессивным на рудных шахтах. Поэтажная отработка применяется при клетевом подъеме и значительном сроке службы этажа. На концентрационном горизонте проводят все необходимые выработки: основной квершлаг, околоствольный двор с камерами и дробильной установкой. На промежуточных горизонтах проводят только вспомогательные квершлаги, которые используют для подачи воздуха для проветривания выработок, доставки людей и материалов.

Руда по квершлагам промежуточного горизонта доставляется только до капитального рудоспуска, проведенного на концентрационный горизонт в районе главного ствола.

Вскрытие запасов первой очереди производится с учетом сдвижений горных пород и поверхности, обусловленных отработкой месторождения на максимальной разведанной глубине H _р .

Оставшиеся запасы месторождения отрабатываются в последующие периоды, для которых принимают соответствующие текущему времени проектные решения по вскрытию и отработке месторождения.

Преимуществом схемы вскрытия с концентрационными горизонтами является сокращение объема горно-капитальных работ за счет уменьшения числа приемных бункеров скипового подъема, водоотливных установок, которые сооружают только на основном (концентрационном) горизонте. На промежуточном горизонте сооружают простой околоствольный двор небольшого объема, а промежуточный квершлаг имеет однопутное сечение. Данная схема вскрытия позволяет своевременно обеспечить шахту необходимым резервом вскрытых и подготовленных запасов, улучшить работу подземного транспорта благодаря наличию емких бункеров, увеличить концентрацию горных работ, что обеспечивает дополнительную экономию на вспомогательных работах.

К недостаткам следует отнести увеличение сроков строительства шахты, первоначальных капитальных затрат и затрат на подъем полезного ископаемого и воды, поступающих с промежуточных на основной горизонт, на поверхность.

Схема вскрытия шахтного поля и построение зоны сдвижения горных пород показаны на чертеже.

В соответствии с принятой годовой производительностью рудника наиболее рациональным видом транспорта по вскрывающим и подготовительным выработкам является электровозный (см. [5], табл. 2.5 и прил. 3).

Подвижной состав: электровоз К28-2, вагонетки ВГ-8,0.

Тип подъемной установки на главном грузоподъемном стволе — многоканатный. Количество подъемов — 2 скиповых. Типы и размеры подъемных сосудов — 4 скипа емкостью 9,5…11 м3, грузоподъемностью 10 тонн.

С учетом типа подъемных сосудов, их параметров и годовой производительности рудника диаметр в свету рудоподъемного ствола принят 7,5 м. Схема размещения оборудования в главном стволе показана на чертеже. Согласно [5] (прил. 6), а также рекомендациям, изложенным в [1], выбран тип околоствольного двора главного ствола — кольцевой

Шахтное поле вскрывают одним вертикальным стволом, расположенным на фланге залежи. Схема проветривания — диагональная. Стволы располагают в породах лежачего бока за пределами зоны сдвижения вмещающих пород с тем, чтобы не оставлять рудных целиков и не увеличивать потери ценного полезного ископаемого.

Площадь поперечного сечения вскрывающих и подготовительных горных выработок определяется с учетом размещения в них подъемных сосудов и транспортных средств (см. [5], прил. 3) и проверяется по вентиляции. Расход воздуха Q (м ³ /с), подаваемого в шахту, определяется ориентировочно по формуле:

Q = 80

• А _г , (5.4)

где А _г — годовая производительность рудника, млн.т.

Q = 80

• 3,8= 304 м ³ /с.

Расчет площади поперечного сечения горных выработок приведен в таблице 5.1.

Таблица 5.1

Расчёт площади поперечного сечения выработок
Наименование выработки	Транспортное оборудование	Сечение по габаритам транспортного оборудования, м 2	Расход воздуха по выработке, м 3 /с	Допустимая скорость движения воздуха по ПБ VПБ, м/с	Необходимое сечение по скорости движения воздуха, Fd=Q/VПБ	Принятое сечение
						В свету	В проходке
1. Горные выработки по вскрытию шахтного поля
Главный ствол	4скипа	33,3	304	10	22,8	33,3	36,63
Клетевой ствол	2 клети	33,3	304	8	28,5	33,3	36,63
Фланговый вентиляционный ствол	2клети	28,3	180	8	22,5	28,3	31,13
Рудоспуск		12,6	80	8	10	12,6	13,86
Откаточный квершлаг	Эл-з, 2 пути	10,4	60	8	7,5	10,4	11,44
Вентиляционный квершлаг	Эл-з, 2 пути	10,4	60	8	7,5	10,4	11,44
Главный откаточный штрек	Эл-з, 2 пути	10,4	60	8	7,5	10,4	11,44
Вентиляционный штрек	Эл-з, 2 пути	10,4	60	8	7,5	10,4	11,44
2. Горные выработки по подготовке шахтного поля
Орт заезд		8,75	40	8	5	8,75	9,625
Блоковый восстающий	ходовое, рудное		40	8	5	6	6,6
3. Горные выработки по подготовке линии очистных забоев
Подэтажный штрек		6	10	6	1,7	6	6,6

6. Система разработки

Выбор технически приемлемой системы разработки отображен в таблице 6.1.

Таблица 6.1 Выбор технически приемлемой системы разработки

	Возможные варианты систем разработки
	С естественным поддержанием очистного пространства (I класс)	С обрушением руды и вмещающих пород (II класс)	С искусственным поддержанием очистного пространства (III класс)
А. Постоянные 1. Руда средней устойчивости 2. Вмещающие породы средней устойчивости 3. Мощность 25 м 4. Угол падения 76	а) сплошная б) камерно-столбовая в) с подэтажной отбойкой д)потолкоуступная с распорной крепью — в в	а) этажное принудительное обрушение с компенсационными номерами б) этажное принудительное обрушение со сплошной выемкой руды в) подэтажное принудительное обрушение с донным выпуском руды г) подэтажное принудительное обрушение с торцевым выпуском руды а, б, г, а, б, в, г, а, б, в, г,	а) однослойная выемка с закладкой б) горизонтальные слои с закладкой в) наклонные слои с закладкой г) система разработки тонких жил с раздельной выемкой д) нисходящая слоевая выемка с твердеющей закладкой е) однослойная выемка с обрушением кровли ж) слоевое обрушение а, ж, ж, б, в, ж,

Для данных условий принимаем систему разработки подэтажного обрушения.

Основные параметры выбранной системы разработки:

1) высота блока (этажа) — 72,5 м (вертикальная высота);

2) длина и ширина выемочного блока — 60м58м;

3) показатели извлечения и разубоживания — 90 и 15% соответственно;

4) размеры междукамерных и междуэтажных целиков — без целиков;

5) общие балансовые запасы блока — 1346 тыс.т.

Таблица 6.2. Балансовые запасы руды в блоке

Элементы блока	Параметры элементов блока	Объемная масса руды, т/м 3	Запасы руды	Примечание
	Длина, м	Ширина, м	Высота, м	Объём, м 3		т	%
Камерные запасы	60	58	72,5	252300	5,1	1286730	100
Всего						1286730

Основные параметры системы разработки, общие балансовые запасы руды в блоки и их разбивка по элементам системы разработки приведены в таблице 6.2

7. Технология, механизация и организация очистных работ

Отбойка руды осуществляется глубокими параллельными нисходящими скважинами. Диаметр скважин — 105 мм, для бурения скважин используется буровой станок НКР-100М.

Тип взрывчатого вещества — гранулит АС-8. Способ заряжания — с применением машины для зарядки скважин (типа МПЗН-1).

Расчет параметров буровых работ при отбойке руды скважинами.

Расход ВВ на одно взрывание Q _вв (кг):

Q _вв = V / q ,

где V — объем взрываемой руды за цикл, м ³ ;

q — удельный расход ВВ, кг/м ³

Q _вв = 252300•0,45= 113535 кг

Линия наименьшего сопротивления (л.н.с.) W (м) определяется по формуле:

, (7.1)

где d — диаметр скважины, м;

• k — коэффициент заполнения скважины;
• m — коэффициент сближения зарядов;

q — удельный расход ВВ, кг/м ³ ;

? — плотность ВВ, кг/м ³ .

Согласно [5] (прил. 16, табл. П.16.1 и прил. 18) принимаем:

q = 0,7 кг/м ³ ; ? = 1150 кг/м³ ; d = 0,105 м; k = 0,6; m = 1,0. Тогда:

= 2,84 м

Расстояние между параллельными скважинами в ряду определяется по формуле:

a = m

• W (7.2)

a = 0,7

• 2,84 = 1,98 м

Выход руды в м ³ на 1 м скважины определяется по формуле:

П = V / ? L , (7.3)

где V — объем элемента блока, подлежащего очистной выемке, м ³ ;

• L — средняя глубина скважины, м.

П = 252300 / 306 = 824 м ³

Объем буровых работ по элементу блока определяется по формуле:

б ₁ = V / П (7.4)

б ₁ =252300 / 824 = 306

Выход рудной массы на 1 м скважины определяется по формуле:

П _р1 = D₁ / б ₁ , (7.5)

где D ₁ — количество добываемой рудной массы по элементу блока, т.

П _р1 =1286730 / 306 = 4205

Число подготовленных n _{бл.подг.} и готовых к выемке блоков n_{бл..гот.} для обеспечения годовой производительности рудника определяется по формулам:

n _{бл.подг.} = (Н_подг.

• A
• (1 — r)) / (12
• Z_бл

• K_изв ) ; (7.6)

n _бл..гот = (Н_гот.

• A
• (1 — r)) / (12
• Z_бл

• K_изв ) , (7.7)

где Н _подг. , Н_гот. — норма обеспеченности рудника, соответственно, подготовлеными и готовыми к выемке запасами, мес.;

Z _бл — балансовые запасы блока, т.

Принимаем Н _подг. = 26, Н_гот = 5 (см. [5], табл. 2.13), тогда:

n _{бл.подг.} = (12

• 3,8
• 0,85) / (12
• 1,3
• 0,97) = 3

n _бл..гот = (6

• 3,8
• 0,85) / (12
• 1,3
• 0,97) = 2

8. Объем горных работ на момент сдачи шахты в эксплуатацию

Горные выработки, проводимые в период строительства шахты, объединяют в следующие группы:

горно-капитальные выработки по вскрытию шахтного поля:

• главный ствол;
• клетевой ствол;
• фланговый вентиляционный ствол;
• откаточный квершлаг;
• вентиляционный квершлаг;
• рудоспуск;
• главный откаточный штрек.

2) горно-подготовительные выработки по подготовке шахтного поля:

• блоковый восстающий;
• орт-заезд.

3) служебные камеры:

• камеры околоствольного двора.

Расчет объемов горно-капитальных и горно-подготовительных работ приведен в табл. 8.1.

Объем околоствольных дворов и камер V _д в проходке (тыс. м³ ) определяется по формуле:

V _д = 4 + 7,6

• A_г ,

где A _г — проектная мощность шахты, млн. т/год.

V _д = 4 + 7,6

• 3,8 = 32,88 тыс. м³

Таблица 8.1

Объём горных работ на момент сдачи шахты в эксплуатацию
Наименование выработки	Коэфф крепости пород	Матеркрепи	Площадь попереч сечения, м 2	Число рельс путей	% подрыпород	Объём горных работ
						М	М 3
1. Горные выработки по вскрытию шахтного поля
Главный ствол	7	Бетон	36,63	—	100	415	15201,45
Клетевой ствол	7		36,63		100	410	15018,3
Фланговый вентиляционный ствол	7	——-	31,13	—	100	820	25526,6
Рудоспуск	8		13,86		100	295	4088,7
Откаточный квершлаг	7		11,44	2	100	440	5033,6
Вентиляционный квершлаг	7		11,44	2	100	880	10067,2
Главный откаточный штрек	8		11,44	2	100	3590	41069,6
Вентиляционный штрек	8	———	11,44	2	100	1795	20534,8
Околоствольный двор	7	——-	11,44	2	100	—	23500
2. Горные выработки по подготовке шахтного поля
Орт заезд	8		9,625		0	46	442,75
Блоковый восстающий	8	нет	6,6		100	126	831,6
3. Горные выработки по подготовке линии очистных забоев
Подэтажный штрек	8		6,6		0	90	594
4. Камеры
Камеры околоствольного двора	7	Бетон	—	—	100	—	47320
Другие камеры	7	Бетон	—		100		400
					Итого:	209	тыс.м 3

9. Капитальные затраты на горные работы

Капитальные затраты на горно-капитальные и горно-подготовительные работы при строительстве шахты устанавливаются по сметам на горно-проходческие работы. Ориентировочно стоимость проведения 1 м ³ горной выработки в данном курсовом проекте принимается по укрупненным показателям (в ценах 1985 г.), приведенным в [5] (табл. 2.15).

Расчет капитальных затрат на горные работы приведен в табл. 9.1.

Таблица 9.1

Капитальные затраты на строительство
Наименование выработки	Ед измер	Площадь поперечн сечения, м 2	Стоим за 1 м 3 готовой выраб, руб.	Стоим единиц, руб.	Кол-во единиц	Общая стоим горных работ, тыс. руб.
1. Горные выработки по вскрытию шахтного поля
Главный ствол	М	36,63	55	2014,65	415	836,07
Клетевой ствол	М	36,63	55	2014,65	410	826,00
Фланговый вентиляционный ствол	М	31,13	65	2023,45	660	1335,4
Рудоспуск	М	13,86	65	900,9	352	317,11
Откаточный квершлаг	М	11,44	55	629,2	760	478,19
Вентиляционный квершлаг	м	11,44	25	286	360	102,96
Главный откаточный штрек	М	11,44	25	286	3590	1026,7
Вентиляционный штрек	М	11,44	25	286	1795	513,37
Околоствольный двор	М	11,44	25	286	23500	6721
				Итого:	12156,9421	тыс. руб.
2. Горные выработки по подготовке шахтного поля
Орт заезд	М	9,625	35	336,875	46	15,496
Блоковый восстающий	М	6,6	35	231	126	29,106
				Итого:	44,602	тыс. руб.
3. Горные выработки по подготовке линии очистных забоев
Подэтажный штрек	М	6,6	20	132	90	11,88
				Итого:	11,88	тыс. руб.
4. Камеры
Камеры околоствольного двора	М 3	—	115	115	47320	5441,8
Другие камеры	М 3	—	115	115	400	46
				Итого:	5487,8	тыс. руб.
Итого по строкам 1.2.3	17701	тыс. руб.
Неучтённые затраты (10-15% от «итого»)	1770,1	тыс. руб.
Всего стоимость	19471	тыс. руб.
Коэффициент инфляции	32
Стоимость с учётом коэффициента инфляции	623083	тыс. руб.

10. Основные технико-экономические показатели шахты

Наименование показателей	Значение показателя
1. Проектная мощность шахты:
годовая, тыс. т	3800
суточная, т	12573
2. Режим работы шахты:
число рабочих дней в году	305
число смен по добыче в сутки	3
продолжительность смены, ч:
на подземных работах	7
на поверхности	8
3. Мощность рудного тела, м	58
4. Угол падения залежи, град	80
5. Полезный компонент руды	Fe
6. Размеры шахтного поля, м:
по простиранию	800
7. Балансовые запасы руды, т:
в шахтном поле	70026122
в блоке	1346656
9. Полный срок службы шахты, лет	32
10. Система разработки	с подэтажным обрушением и отбойкой руды в зажатой среде
11. Способ отбойки руды	глубокими скважинами
12. Способ доставки руды	скреперная доставка
13. Способ подготовки шахтного поля	этажный
14. Способ подготовки откаточного горизонта	этажными штреками
15. Число этажей	4
16. Число блоков в этаже на момент сдачи шахты в эксплуатацию	5
17. Способ вскрытия шахтного поля	вертикальными стволами с концентрационными горизонтами
18. Число подъемных горизонтов	2
19. Годовое понижение горных работ, м	25
20. Объем горно-капитальных и горно-подготовительных работ на момент сдачи шахты в эксплуатацию, тыс. м 3	209,62
21. Капитальные затраты на горно-капитальные и горно-подготовительные работы в период строительства шахты, млрд. руб	0,62

Список использованной литературы

[Электронный ресурс]//URL: https://drprom.ru/kursovaya/rudnyie-mestorojdeniya/

Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. М.: Недра, 1970. 456 с.

Григорьев В.Н., Дьяков В.А., Пухов Ю.С. Транспортные машины для подземных разработок. М.: Недра, 1984. 383 с.

Килячков А.П. Технология горного производства. М.: Недра, 1992. 415 с.

Покровский Н.М. Комплексы подземных горных выработок и сооружений. М.: Недра, 1987. 248 с.

Тюлькин В.П. Подземная разработка рудных месторождений: Руководство по выполнению курсового проекта по дисциплине «Основы горного дела» для студентов специальностей 090400 — «Шахтное и подземное строительство» и 091000 — «Взрывное дело». Екатеринбург: изд-во УГГГА, 2004. 70 с.

Справочник механика рудной шахты / Под ред. А.С. Донченко. М.: Недра, 1978. 583 с.