Расчет технико-экономических показателей вскрытия рудника

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

1. Исходные данные для проектирования

Табл. 1

Наименование данных	Символ	Единица измерения	Значение данных
Земная поверхность района месторождения:	-	-	Протекает река (*1)
Мощность наносов:	hн	м	30
Максимальная глубина залегания рудных тел:	Н	м	600
Мощность рудных тел:		м	1
		м	1,2
Угол падения рудных тел:	б	град	85
Мощность породных пропластков между рудными телами:		м
			15
Крепость:	руды	fp	-	12-13
	вмещающих пород	fn	-	13-14
Плотность:	руды	ср	т/м3	3,3
	вмещающих пород	сn	т/м3	2,9
Размер месторождения по простиранию:	Lпр	м	2500
Тип руды:	-	-	Свинцово-цинковая
Ценность руды:	-	-	Багатая

Примечание:

*1 - Река расположена на расстоянии 1 км от верхней границы рудного тела .

Содержание свинца (Pb) - 8,3%, цинка (Zn) - 5,5%

2. Основные параметры рудника

По виду полезного компонента руда свинцово-цинковая. Рудное месторождение состоит из двух рудных тел. Горизонтальная мощность первого рудного тела составляет - 1м, второго - 1,2м. Месторождение крутопадающее, угол падения 70о, глубина залегания средняя 600м, мощность наносов 30м, на расстоянии 1 км от верхней границе рудного тела протекает река, по содержанию руды месторождение богатое.

2.1 Выбор способа разработки

Данное месторождение отрабатывается открыто-подземным способом. Рассчитаем предельную глубину карьера для двух рудных тел и установим целесообразность отработки открытым способом.

Предельная глубина карьера:

,

где: mг - горизонтальная мощность залежи; гв, гл-углы откоса бортов карьера по висячему и лежачему бокам (40о-45о); , - затраты на 1м3 вскрышных работ по коренным породам и наносам:

=1,0-2,5 у.е/м3 ,=0,5-1,0у.е/м3

- граничный коэффициент вскрыши, (10-12);

Предельная глубина карьера для первого рудного тела:

Предельная глубина карьера для второго рудного тела:

По данным расчётов установили что предельная глубина карьера для двух рудных тел меньше мощности наносов, следовательно месторождение будет отрабатываться только подземным способом.

2.2 Размеры и запасы рудничного поля

По данным размерам шахтного поля подсчитываются балансовые запасы месторождения.

где: Lпр - длина месторождения по простиранию, м; mн - нормальная мощность рудного тела, м; Нк , Нн -начальная и конечная глубина залегания рудного тела, м - угол падения рудных тел, град. гр - объемная плотность руды т/м3

Запасы первого рудного тела:

млн. т\год

Запасы второго рудного тела:

млн. т\год

Общие запасы месторождения:

млн. т.

В связи с тем, что отработка будет вестись исключительно подземным способом все запасы принимаем к отработке подземным способом.

2.3 Производительная мощность и срок существования рудника

Для крутопадающих месторождений производственная мощность рудника определяется по формуле:

Где: S - средняя площадь горизонтального сечения рудного тела, м2; - объемный вес руды, т/м3; V - годовое понижение горных работ, м; - коэффициенты поправочные к величине годового понижения в соответствии с углами падения, мощностью рудных тел, применяемыми системами разработки и числом залежей, находящихся в одновременной отработке.

Для первого рудного тела:

S=Lпр*=2500*1,06=2650 м2

млн. т\год

Для второго рудного тела:

S=Lпр*=2500*1,27=3175 м2

млн. т/год

Общая производительная мощность рудника:

 млн. т\год

Срок существования рудника:

Где:

П и Р- соответственно коэффициенты потерь и разубоживания руды.

Срок существования с учётом времени на развитие и затухание рудника:

лет

В целях целесообразности использования подземного оборудования разобьём месторождение на 2 очереди вскрытия. Глубина первой очереди вскрытия 270 м.

2.4 Проектные решения по высоте этажа, систем разработки, типу подземного транспорта, делению горизонтов на основные и вспомогательные

Учитывая характеристики месторождения (мощность, угол падения, ценность, глубина залегания рудного тела) применим систему разработки с закладкой выработанного пространства. Высоту этажа примем Нэ = 60 м, выдачу руды в скипах, с использованием подземных автосамосвалов Minetruck MT 431B мощностью 400 л.с, шириной кузова 2800 мм и грузоподъёмностью 28125 кг.

Подготовку месторождения к очистной выемке производим с концентрационными горизонтами.

На очистной выемке принимаем самоходное оборудование: ПДМ Scooptram ST 1030 мощностью 250 л.с и объёмом ковша 5 .

Для проведения буровых работ принимаем буровую каретки Boomer 281 мощностью 200 л.с.

Схему вскрытия месторождения принимаем с диагональной схемой вентиляции для двух вариантов вскрытия, т.к. протяжённость шахтного поля 2500 м.

3. Разработка конкурирующих вариантов вскрытия

3.1 Обоснование типа, числа, назначения вскрывающих выработок, схемы их расположения

Вскрытие производится вертикальными стволами с диагональной системой вентиляции и авто съездом для доставки руды на концентрационные горизонты.

Выдача руды на поверхность осуществляется в скипах с доставкой руды с забоя на концентрационный горизонт автосамосвалами по средствам наклонного съезда с углом наклона . Околоствольный двор оборудуется на горизонте 270 м и горизонте 600 м.

Определение площади поперечного сечения главных вскрывающих выработок.

Площадь поперечного сечения главного ствола, откаточного квершлага и штрека определим графическим методом.

Главный ствол:

Главным стволом принимается скипа - клетьевой ствол с многоканатным подъёмом (исходя из производительной мощности).

Часовая производительность подъёма определяется по формуле:

Где:

- коэффициент неравномерности подъёма (1,15-1,25).

- годовая производительность шахты.

N - число рабочих дней в году (305).

- продолжительность работы подъёма в сутки (18ч).

Максимальная скорость движения определяется по формуле:

, м\с.

,м.

Где:

H- высота подъёма

- глубина ствола шахты

- высота приёмной площадки над устьем ствола

H = 600+40 =640 м

м\с

Средняя скорость движения скипа определяется по формуле:

Продолжительность движения скипа за один подъём по стволу с учётом ускорения и замедления:

Продолжительность одного цикла подъёма:

с

Где -продолжительность паузы на загрузку и разгрузку скипа.

Число подъёмов в час:

Грузоподъёмность скипа:

Вместимость скипа:

Где:

- коэффициент разрыхления ПИ или породы.

- объёмная масса ПИ или породы

Согласно расчётам принимаем скип 1CH 4-2 объёмом и габаритными размерами 135*1350*7190 мм и клеть 11HB2,5A габаритными размерами 2500*1320 мм. Относительно этих размеров графическим методом определяем что диаметр главного ствола в свету 5,5 м. Размер принимается как ориентировочный.

Откаточные штреки и квершлаги:

Площадь поперечного сечения горизонтальных выработок рассчитывается в соответствии с габаритными размерами самоходной техники:

Высота свода:

Где:

B - ширина выработки, м

Высота выработки от свода до верхней части:

Где:

h- высота вертикальной стенки выработки от её почвы, м.

Радиус осевой дуги свода:

Радиус боковой дуги выработки:

Площадь поперечного сечения выработки:

Расчёт площади поперечного сечения других выработок производится по эмпирической зависимости:

Наклонный съезд для самоходного оборудования равен площади поперечного сечения откаточного штрека (16,2 )

Фланговый вентиляционный ствол:

Квершлаг флангового вентиляционного ствола

Сечение выработок на которые подаётся воздух проверяются на допустимы значения скорости воздушного потока, для главного ствола и квершлагом максимально допустимая скорость воздуха 8м\с.

При применении дизельного самоходного оборудования на очистных и подготовительных работах, транспортировании руды количество воздуха рассчитывается исходя из нормативов подачи воздуха на единицу мощности:

= , м3/с,

где: Ко - коэффициент одновременности работы установок, Ко = 1,0 - при работе одной машины;

Ко - 0,9 - при работе двух машин;

Ко = 0,85 - при работе трех и более машин;

- норматив подачи количества воздуха на 1 л.с., qн = 5 м3/мин.;

- суммарная мощность двигателей, работающих в шахте, л.с. (определяется исходя из численности машин)

= 5 = 318 \с

Так же количество воздуха для шахты (рудника) можно определить по суточной добыче:

= qвTz, м3/мин,

где: qв - необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м3/мин; принимать для шахт негазовых и I категории qв = 1,0 м3/мин;

Т - суточная добыча шахты (рудника), т;

z = 1,2 1,5 - коэффициент запаса воздуха;

= 136061,3 =4688 м3/мин =78,13 \с

Для дальнейших расчётов применяем необходимы объём воздуха подаваемый в шахту для очистных и подготовительных работ с применением дизельного транспорта (318 ).

Скорость (м/с) вентиляционной струи воздуха определяется по формуле:

< ,

Где:

- площадь поперечного сечения выработки (ствол, квершлаг), м;

= 0,8 - коэффициент уменьшения сечения за счет армировки (в стволе).

В скипа-клетьевом стволе для подачи через него воздушного потока требуется отсечь скиповое отделение глухим расстрелом, за счёт чего теряется площадь поперечного сечения через которую идёт воздух. Определим площадь поперечного сечения через которую подаётся воздушный поток:

где: S-площадь выработки для подачи воздушного потока.

- -площадь поперечного сечения выработки занимаемой скиповым отделением.

< 8, м\с

Скорость движения воздушного потока превышает максимально допустимую скорость, требуется увеличение поперечного сечения выработки до 10 м.

< 8, м\с1

Максимальная скорость движения потока воздуха в откаточных штреках и квершлагах рассчитывается по аналогичной формуле, но т.к воздушный поток делится на 4 выработки то и скорость воздушного потока делим на 4.

Максимальная скорость движения потока воздуха не превышает допустимого значения, сечения выработки принимаем основным.

3.2 Выбор оборудования подъема, околоствольных дворов, подземных дробильных комплексов, поверхностного транспорта

Околоствольный двор принимаем в зависимости от производительности рудника. Примем кольцевой околоствольный двор, включающий в себя подземный бункер, насосную станцию, трансформаторную подстанцию.

Объем подземного бункера 200 м3, высота бункера 45 м.

Водосборник должен состоять из двух выработок и более. Водоприток принимаем равный 120 /час. Тип насоса ЦНС 180-500, напор 500-900 м, 3 насоса, объем камеры 379 . Объем трансформаторной подстанции в свету 640, в проходке 780.

Выбор транспорта:

Подземный транспорт выбирается с учётом производительной мощности рудника. Для осуществления отбойки, погрузки и доставки руды на концентрационный горизонт потребуется автосамосвалы, ПМД и буровые каретки.

Расчет часовой производительности для ПДМ производится по формуле О.А. Байконурова., А.Т. Филимонова, С.Г. Калошина:

Qт.д=60Vкkн.к. /(tцkр), т\ч

где Vк - вместимость ковша, м3;

kн.к. - коэффициент наполнения ковша (равен 0,8-1.1);

- плотность руды, т/м3;

tц - продолжительность цикла, мин;

Кр - коэффициент разрыхления.

Tц=tн+tразг+kд(tг+tп),

где: tн - наполнение ковша, мин;

tразг - время разгрузки ковша, мин;

kд - коэффициент неравномерности движения (1,1);

tг - время движения машины с грузом, мин;

tп - время движения порожней машины, мин.

Tн=4,2kнг/60 =4,2*1,2/60= 0,084 мин.

где kнг - коэффициент, учитывающий выход негабарита (равен 1; 1,2; 1,3; 1,4 при выходе негабарита соответственно 0-5; 5-10; 10-15; 15-20%).

Tразг=3,1 kм/60 = 3,1*1,1,/60 =0,057 мин

где: kм = 1,1-1,15 - коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке.

Tг=0,06Lд/vг = 0,06*250/10 = 1,5 мин

где: Lд длина доставки (250 м);

vг - средняя скорость движения машины с грузом, км/ч.

Tп=0,06Lд/vп =0,06*250/12 = 1,25 мин

где vг - средняя скорость движения порожней машины, км/ч.

Tц=tн+tразг+kд(tг+tп)= 0,084+0,057+1,1 (1,5+1,25) = 3,2 мин.

Qт.д=60Vкkн.к. /(tцkр) = 60*5*1*3,3/(3,2*1,5)= 206,25 т/ч

Для определения количества автосамосвалов необходимо произвести расчет сменной производительности.

Эксплуатационная сменная производительность одной транспортной машины:

где Тсм - продолжительность смены, час;

Vкуз - вместимость кузова, м3;

kз - коэффициент загрузки кузова;

г - удельный вес рудной массы т/м3;

kн - коэффициент неравномерности грузопотока (при отсутствии аккумулирующей емкости kн =1,5 при наличии - kн = 1,25, при транспортировании рудной массы из проходческого забоя kн = 2)

kи = 0,7 - 0,8 - коэффициент использования машины;

Кр - коэффициент разрыхления.

Продолжительность одного рейса транспортной машины (мин):

tр = tпогр + tдв + tраз + tм.р.

где: tраз =0,7 - время разгрузки, мин.

При работе машины в комплексе с ковшевым погрузчиком время погрузки (мин):

где kзк - коэффициент заполнения ковша ПДМ (kзк = 0,7-0,8);

tц - время цикла ПДМ, мин;

kман = 1,2 - коэффициент учитывающий время затраченное на маневры машины в забое;

Vк - вместимость ковша ПДМ, м3.

Продолжительность (мин) движения машины в грузовом и порожняковом направлениях:

мин

где kс.х. - коэффициент учитывающий среднеходовую скорость движения принимается в зависимости от длины транспортирования (при L < 0,3 км kс.х. = 0,6; при L > 0,3 км kс.х. = 0,75);

Vгр - скорость груженого автосамосвала км/час;

Vпор - скорость порожнего автосамосвала км/час.

L =+ = 500 + 1250 + 3083 = 4833 м

tр = tпогр + tдв + tраз + tм.р. = 0,09 + 70,71 + 0,7 + 2 = 73,5 мин

т\см.

Расчетное число транспортных машин, применяемых на руднике для выдачи рудной массы на поверхность:

n=Aсм/Qсм=1202 / 135, 25= 8, 9 9

где А - производственная мощность предприятия, т\смену;

Aсм = А/ТсмN = 1100000/3*305 = 1202 т\см.

Инвентарное число машин находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле:

nин=kрУn = 1,5*9 =12

где: kp - инвентарный коэффициент, учитывающий число машин в резерве и ремонте, принимаемый в зависимости от режима работы транспорта и категорий транспортных выработок. При двухсменном режиме работ kp = 1,25 -1,3, при трехсменном -- kp = 1,4-1,5;

Уn - общее число однотипных транспортных машин, работающих на всех участках.

Количество ПДМ для обслуживания 9 самосвалов можно рассчитать по формуле:

В одновременной отработке будет находится 3 этажа, следовательно, целесообразнее будет принять 2 ПДМ.

Для осуществления отбойки, погрузки и доставки руды на концентрационный горизонт потребуется 5 самосвалов типа Minetruck MT 431B, 2 ПДМ типа Scooptram ST 1030 и 2 буровых каретки типа Boomer 281.

3.3 Обоснование типа, числа, назначения вскрывающих выработок, схемы их расположения

Вскрытие производится вертикальными стволами с диагональной системой вентиляции и капитальными рудоспусками для перегрузки руды на концентрационный горизонт.

Выдача руды на поверхность осуществляется в скипах с доставкой руды с забоя к капитальному рудоспуску самоходной техникой с дальнейшей перегрузкой на концентрационный горизонт. Околоствольный двор оборудуется на горизонте 270м и горизонте 600м.

Определение площади поперечного сечения главных вскрывающих выработок.

Площадь поперечного сечения главного ствола, откаточного квершлага и штрека аналогична варианту 1.

Проверка выработок на допустимые значения скорости воздушного потока.

= 5 = 205 \с

Так же количество воздуха для шахты можно определить по суточной добыче:

= 136061,3 =4688 м3/мин =78,13 \с

Для дальнейших расчётов применяем необходимы объём воздуха подаваемый в шахту для очистных и подготовительных работ с применением дизельного транспорта (234 ).

<25, м\с

Скорость движения воздушного потока превышает максимально допустимую скорость, требуется увеличение поперечного сечения выработки до 7 м. Размер принимаем основным.

<8, м\с

Максимальная скорость движения потока воздуха в откаточных штреках и квершлагах рассчитывается по аналогичной формуле, но т.к. воздушный поток делится на 4 выработки то и скорость воздушного потока делим на 4.



Максимальная скорость движения потока воздуха не превышает допустимого значения, сечения выработки принимаем основным.

3.4 Выбор оборудования подъема, околоствольных дворов, подземных дробильных комплексов, поверхностного транспорта

Околоствольный двор принимаем в зависимости от производительности рудника. Примем кольцевой околоствольный двор, включающий в себя подземный бункер, насосную станцию, трансформаторную подстанцию.

Объем подземного бункера 200 м3, высота бункера 45 м.

Водосборник должен состоять из двух выработок и более. Водоприток принимаем равный 120 /час. Тип насоса ЦНС 180-500, напор 500-900 м, 3 насоса, объем камеры 379 . Объем трансформаторной подстанции в свету 640, в проходке 780.

Выбор транспорта:

Выбор подземного транспорта аналогичен 1 варианту за исключением длины транспортировки руды, что влияет на производительность автосамосвалов.

Продолжительность (мин) движения машины в грузовом и порожняковом направлениях:

мин

L =+ = 500 + 1250 = 1750 м

tр = tпогр + tдв + tраз + tм.р. = 0,09 + 25,62 + 0,7 + 2 = 28,5 мин

т\см.

Расчетное число транспортных машин, применяемых на руднике для выдачи рудной массы на поверхность:

n=Aсм/Qсм=1202 / 291,71= 4,12 5

где А - производственная мощность предприятия, т\смену;

Aсм = А/ТсмN = 1100000/3*305 = 1202 т\см

Инвентарное число машин, находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле:

nин=kрУn = 1,5*5 =7,5 8

Количество ПДМ для обслуживания 5 самосвалов можно рассчитать по формуле:

В одновременной отработке будет находится 3 этажа, следовательно, целесообразнее будет принять 2 ПДМ.

Для осуществления отбойки, погрузки и доставки руды на концентрационный горизонт потребуется 5 самосвалов типа Minetruck MT 431B, 2 ПДМ типа Scooptram ST 1030 и 2 буровых каретки типа Boomer 281.

4. Технико-экономическая оценка вариантов

4.1 Расчет объемов горно-капитальных, строительно-монтажных работ и капитальных затрат по вариантам

В расчётных работах площади поперечных выработок представлены в свету, в проходки площадь увеличивается с учётом крепи толщиной 25 см.

Расчеты по определению объемов горно-капитальных выработок по вариантам представлены в таблице.

месторождение балансовый шахтный рудный

Табл. 1. Объём горно-капитальных работ

№	Тип выработки	Площадь сечения, м2	Длина выработки, м	Число выработок	Объем выработок по вариантам, м3
	Варианты	1	2	1	2	1	2	1	2
1	Скипа-клетьевой ствол	86,5	44,16	300	300	1	1	25950	13248
2	Фланговый вентиляционный ствол	12,56	12,56	300	300	2	2	3768	3768
ИТОГО	43646	32143
4	Откаточный квершлаг гор. 90	20	20	60,1	60,1	1	1	1268	1268
5	Откаточный квершлаг гор. 150	20	20	110,2	110,2	1	1	2325	2325
6	Откаточный квершлаг гор. 210	20	20	159,4	159,4	1	1	3363	3363
7	Откаточный квершлаг гор. 270	20	20	208,5	208,5	1	1	4400	4400
8	Квершлаг флангового вент ствола гор. 90	8,6	8,6	60,1	60,1	2	2	1034	1034
8	Квершлаг флангового вент ствола гор. 150	8,6	8,6	110,2	110,2	2	2	1896	1896
9	Квершлаг флангового вент ствола гор 210	8,6	8,6	159,4	159,4	2	2	2742	2742
10	Квершлаг флангового вент ствола гор 270	8,6	8,6	208,5	208,5	2	2	3586	3586
11	Наклонный авто съезд	16,2	16,2	2213	2213	1	1	35850	35850
ИТОГО	51835	51835
12	Штреки	20	20	2500	2500	8	8	400000	400000
	Орты	20	20	25,5	25,5	12	12	6457	6457
13	Рудоспуск	9	9	-	100	-	1	0	900
14	Околоствольный двор	-	-	-	-	-	-	12396	12396
15	Насосная станция	-	-	-	-	-	-	379	379
16	Подземный бункер	-	-	-	-	-	-	200	200
17	Трансфор. подстанция	-	-	-	-	-	-	780	780
ИТОГО	520548	508746

Стоимость строительно-монтажных работ:

Стоимость строительно-монтажных работ это стоимость проходки и оборудования горных выработок. Стоимость рассчитывается для первой очереди вскрытия и представлена в таблице.

Табл. 2

Наименование объекта	Стоимость проходки 1 y.e/	Общие затраты на проходку тыс. y.e
	Вариант 1	Вариант 2	Вариант 1	Вариант 2
Скипа-клетьевой ствол	66,4	66,4	1723	880
Вентиляционный ствол	103,9	103,9	392	392
Наклонный авто съезд	41,3	41,3	1480	1480
Околоствольный двор	116,7	116,7	23	23
Откат. штрек	31,9	31,9	13462	13462
Откат. квершлаг	31,9	31,9	362	362
Орт	31,9	31,9	206	206
Вент. квершлаг	33,8	33,8	311	311
Капитальный рудоспуск	89,6	89,6	0	80
Насосная станция	116,7	116,7	44	44
Подземный бункер	116,7	116,7	23	23
Трансорм. подстанция	116,7	116,7	91	91
Итого:			18117	17199

Табл. 3. Стоимость зданий и сооружений

Наименование	Затраты на сооружение тыс. y.e
Башенный копёр	458
Надшахтное здание	44
Здание подъёмных машин	120
Погрузочные бункеры и эстакады	250
Итого:	872

Табл. 4. Капитальные затраты на оборудование стволов шахты

Наименование	Стоимость оборудования, тыс. y.e
Скипа-клетьевой ствол	198
Вспомогательный вентиляционный ствол	301
Итого:	499

Табл. 5. Стоимость парка самоходной техники по вариантам:

Наименование	Стоимость единицы техники, тыс. y.e	Количество техники для 1 вар.	Количество техники для 2 вар.	Затраты на технику для 1 вар., тыс.y.e	Затраты на технику для 2 вар., тыс.y.e
Автосамосвал	200	9	5	2400	1000
ПДМ	350	2	2	700	700
Буровая каретка	300	2	2	600	600
Итого:				3100	2300

4.2 Календарный план строительства рудника

Календарные планы составляются для каждого принятого к сравнению варианта вскрытия и подготовки месторождения с учетом горно-капитальных и горно-подготовительных выработок. Принятая последовательность должна обеспечивать вскрытие и подготовку наиболее благоприятных участков месторождения в минимальные сроки и, соответственно, в календарный план включаются только те выработки, которые обеспечивают начало очистных работ. Календарные планы по вариантам представлены в приложении.

4.3 Расчет годовых эксплуатационных затрат

Затраты на транспорт, поддержание выработок, водоотлив, проветривание зависят от параметров шахтного поля и производительности рудника (А, млн. т).

Годовые затраты на транспортирование руды при центральном вскрытии:

, у.е.

где - дальность транспортирования руды, км;

- себестоимость подземного и поверхностного транспорта 1 т руды, (0,12 у.е./т)

А - производственная мощность рудника, т.

Для варианта 1:

тыс. y.e

Для варианта 2:

тыс. y.e

Себестоимость подъема скипами 1 т руды по вертикальному стволу на 100 м:

, у.е./т.

у.е./т. = у.е./т.=341322 у.е./год

Стоимость водоотлива по вертикальному стволу на 100 м высоты:

 , у.е.,

где q - коэффициент водобильности, м3/ч на 1 млн.т. годовой добычи.

у.е.=23876 у.е./год

Себестоимость на проветривание:

, у.е,

где L - протяженность вентиляционной струи от устья воздухоподающего до воздуховыдающего стволов, м;

Нср - средняя глубина горных работ, м;

где hн - мощность наносов, м;

Но - глубина оруденения, м;

k - коэффициент, зависящий от схемы проветривания (k = 1,08 для диагональной схемы).

у.е.

Ремонт выработки чаще всего состоит в полной или частичной замене крепи, величину затрат на поддержание выработок рассчитывают по коэффициенту износа крепи. Стоимостные данные для расчетов берутся из производственных отчетов или прейскурантов цен, исходя из конкретных условий эксплуатации выработки. Для приближенных расчетов затрат на текущий ремонт и поддержание вертикальных стволов принимаются в размере 1 %, наклонных - 1,5 %, горизонтальных выработок - 0,66 %, выработок околоствольных дворов - 0,3 % от стоимости их проведения.

- вертикальные стволы:

Главный ствол

1 вариант = 0,01*1723= 17,23 тыс. y.e

2 вариант = 0,01*880= 8,8 тыс. y.e

Вентиляционные стволы

1 и 2 вариант = 0,01*392= 3,92 тыс. y.e

- горизонтальные выработки:

1 и 2 вариант = 0,0066*14342= 94,65 тыс. y.e

-выработки околоствольного двора:

1 и 2 вариант = 0,003*181= 0,543 тыс. y.e

Табл. 6

Эксплуатационные затраты (Эi)
Наименование	Стоимость ед., у.е.	Сумма, тыс. у.е.	Стоимость ед., у.е.	Сумма, тыс. у.е.
Расходы на транспортировку	0,1	325,5	0,1	83,5
Расходы на шахтный подъем	0,0517	341	0,0517	341
Расходы на водоотлив	0,021796	24	0,021796	24
Расходы на вентиляцию	0,0713	78	0,0713	78
Затраты на поддержание	-	116	-	107
Всего эксплуатационных затрат	-	884	-	637

4.4 Экономическое сравнение вариантов и выбор способа вскрытия

Для сравнения экономической эффективности вариантов вскрытия сравнительный дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат. Под сроком окупаемости капитальных затрат (Кi) подразумевается продолжительность периода, в течение которого сумма чистых годовых доходов равна сумма капитальных вложений, т.е. это время, за которое капитальные затраты будут возвращены за счет доходов от реализации того или иного варианта вскрытия.

Приток денежных средств из выручки от реализации продукции (Вt) и амортизации (Аt).

Годовая сумма выручки от реализации (Вt) определяется значением ценности руды, у.е./год:

, у.е./год,

где Цизв - извлекаемая ценность полезного ископаемого, у.е./год.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (у.е./т):

Ццм = 0,01*с(1-R)ц**К0,

где: с - содержание металла в балансовых запасах, %;

R - коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;

ц - цена 1 т руды металла, у.е.

- коэффициент извлечения металла в концентрат, дол. ед.;

К0 - коэффициент действительного дохода рудника от стоимости конечной продукции, приходящегося на вскрытие месторождения. К0 =0,1ч0,15.

В добытой руде содержится 2 полезных компонента это цинк (5,3%) и свинец (8,5%).

Извлекаемость цинка:

Ццм = 0,01*5,3(1-0,15)1200*0,75*0,12=4,87 y.e\т

Годовая сумма выручки от реализации цинкового концентрата:

5352 тыс. y.e\год

Извлекаемость свинца:

Ццм = 0,01*8,5(1-0,15)1000*0,8*0,12=6,94 y.e\т

Годовая сумма выручки от реализации цинкового концентрата:

7634 тыс. y.e\год

Общая годовая сумма выручки:

тыс. y.e\год

Сумма амортизационных отчислений рассчитывается по зависимости:

у.е./год,

где Кст, Ккв, Кокд, Кпов зд- капитальные затраты соответственно на строительство шахт, квершлагов, околоствольных дворов, поверхностных зданий и сооружений, у.е.;

D - количество добываемой руды из месторождения, т.

Для первого варианта:

y.e\год

Для второго варианта:

y.e\год

Размещено на Allbest.ru

...