СОДЕРЖАНИЕ Введение…………………………………………………………………………………...2 1 Исходные данные…………………………………………………………………...…..3 2 Основные параметры месторождения………………………………………………....4 2.1 Определение границ между открытыми и подземными работами ………………..4 2.2 Подсчет промышленных запасов руды…………………………………………… ..5 2.3 Производственная мощность и срок существования рудника…………………. ...6 2.4 Проектные решения по высоте этажа, системе разработки, типу подъемного транспорта, делению горизонтов на основные и вспомогательные ………………….7 3 Обоснование вариантов вскрытия……………………………………………………12 3.1 Выбор вариантов вскрытия месторождения……………………………………….12 3.2 Обоснование типа, числа и назначения вскрывающих выработок и схемы их расположения…………………………………………………………………………….13 3.3 Расчет объемов горно-капитальных, строительно-монтажных работ и капитальных затрат по вариантам……………………………………………………....17 4 Календарный план строительства рудника…………………………………………..19 5 Технико-экономическая оценка вариантов…………………………………………..20 5.1 Стоимость зданий и сооружений…………………………………………………...20 5.2 Стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных работ……………….21 5.3 Расчет годовых эксплуатационных затрат………………………………………....21 5.4 Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затрат……………………………………………………………………………………...26 Заключение……………………………………………………………………………… 31 Литература………………………………………………………………………………..32 1 ВВЕДЕНИЕ В связи с растущими потребностями народного хозяйства в полезных ископаемых, перед горнорудной промышленностью поставлены задачи по развитию добычи и техническому перевооружению рудников. Во всех отраслях горнодобывающей промышленности научно-технический прогресс должен быть нацелен на радикальное улучшение использования природных ресурсов, сырья, материалов, топлива и энергии на всех стадиях – от добычи и комплексной переработки сырья до выпуска и использования конечной продукции. Необходимо ускорять темпы снижения материалоемкости, металлоемкости и энергоемкости. В цветной металлургии предусматривается опережающими темпами развивать рудую базу, алюминиевую, вольфрамомолибденовую, золото – и алмазодобывающую, редко метальную и оловянную промышленность, более комплексно использовать рудное сырьё. Проектирование подземных рудников строительства требует новых очень и реконструкция больших затрат действующих средств и труда проектировщиков, чрезвычайная сложность рудных месторождений и структуры рудников, длительный срок их работы обуславливают повышенную вероятность возможных ошибок проектирования. В силу того, что подземный способ весьма трудоемок и требует очень высоких капитальных и эксплуатационных затрат, даже самая малая ошибка проектирования может повлечь к огромному перерасходу средств и труда. В то же время точное и достоверное проектное решение может обеспечить огромную экономию. При проектировании рудников выбираются, определяются оптимальные параметры нового предприятия, такие как запасы и качество руды в контурах рудничного поля, производственная мощность и срок службы, способ и схема вскрытия, способ и система разработки, объем горно-капитальных работ сроки строительства и достижения проектной мощности и др. 2 1 ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ Таблица 1 – Исходные данные курсового проекта Единица Наименование данных Символ Земная поверхность района - - Не застроена (*1) Мощность наносов hн м 15 Н м 1000 Горизонтальная мощность рудного тела mr м 17 Угол падения рудного тела α град 22 руды fp - 14 вмещающих пород fn - 10-11 руды ρр т/м3 4,1 вмещающих пород ρn т/м3 2,6 Размер месторождения по простиранию Lпр м 800 Тип руды - - Максимальная глубина залегания рудного тела измерения Значение данных Крепость: Плотность: Полиметал-лическая (*2) Содержание меди (Cu) – 3 %, цинка (Zn) – 4,5 %. Количество сортов руды - - 2 3 2 ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ МЕСТОРОЖДЕНИЯ По виду полезных компонентов руда медно-цинковая. Рудное месторождение состоит из одного рудного тела. Горизонтальная мощность рудного тела составляет 17 м. Месторождение наклонное, угол падения 22° градусов. 2.1 Определение границ между открытыми и подземными работами В зависимости от горно-геологических условий месторождение отрабатывается открыто-подземным способом (верхняя часть - открытым, а нижняя подземным). Подземный способ разработки применяют при выполнении условия: 𝐻 > 𝐾гр 𝑚 где Н – мощность горных пород над рудным телом; m – вертикальная мощность рудного тела; Kгр - граничный коэффициент вскрыши (10-12) 1000 > 𝐾гр 17 Условие выполняется, месторождение вскрывается только подземным способом. 2.2 Подсчет промышленных запасов руды Величина промышленных запасов зависит от размеров месторождения и может быть рассчитана по следующим формуле для наклонных и крутопадающих месторождений Q = S m р, т, 4 где S – площадь месторождения, м2; m – нормальная мощность рудного тела, м; Pр – плотность руды в массиве, т/м3; L – длина рудного тела по простиранию, м; H – вертикальная высота рудного тела, м; α – угол падения рудного тела, град. 𝑄 = (800 ∗ 2535) ∗ 17 ∗ 4.1 = 1.4135 ∗ 108 Расчет промышленных запасов при втором варианте вскрытия 𝑄 = (800 ∗ 2535) ∗ 17 ∗ 4.1 = 1.435 ∗ 108 2.3 Производственная мощность и срок существования рудника Рациональная производительность рудника вычисляется по формуле 𝐴р = 𝑄0.765 ∗ 0.1 𝐴р = 1.41 ∗ 108 ∗ 0.1 ≈ 4.4 ∗ 106 т/год Срок существования рудника: Т где (Qподз (1 П ) /(1 R)) t раз t зат лет, A tраз, tзат – время на развитие и затухание (по 3 года), лет. Qподз– запасы отрабатываемые подземным способом, т П,R-коэффициент потерь и разубоживания , зависящий от принятой системы разработки. (1.4135 ∗ 108 ∗ (1 − 0.03)/(1 − 0.05)) 𝑇= = 32.8017 4.4 ∗ 106 Срок существования рудника второй вариант (1.4135 ∗ 108 ∗ (1 − 0.03)/(1 − 0.05)) = = 32.8017 4.4 ∗ 106 5 2.4 Проектные разработки, решения типу по высоте подъемного этажа, системе транспорта, делению горизонтов на основные и вспомогательные Учитывая характеристики месторождения (мощность, угол падения, ценность, глубина залегания рудного тела) принимаем систему разработки для Со слоевым обрушением, так как руда имеет высокую ценность. Для отработки вскрытия принимается со слоевым обрушением с применением самоходного оборудования. Отработку ведут блоками, длина которых определяется размерами рудного тела и рациональным расстоянием доставки руды при принятом погрузочно-доставочном оборудовании. Рудные штреки проходят обычно в руде. Высота этажа 60м. Для первого варианта вскрытия принимаем вагонетку ВПН 1-15 второго варианта вскрытия используем клеть шахтную 21НВ3,6А, 3600х1400 Для первого и второго варианта вскрытия используем Sandvik 417 с кузовом 8м2 На очистной выемке принимаем самоходное оборудование: ПДМ. Схема вскрытия принимается в зависимости от принятой схемы вентиляции. Критерием при выборе схемы вентиляции является минимизация энергетических затрат, руководствуясь этим, выбираем фланговую схему проветривания для первого и второго варианта, так как шахтное поле имеет длину по простиранию 800 м. Расчет часовой производительности для ПДМ (Sandvik LH514E): Qт.д=60 Vк kн.к /(tц kр), где Vк – вместимость ковша, м3; kн.к. – коэффициент наполнения ковша (равен 0,8-1.1); tц – продолжительность цикла, мин; 6 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=4,2 kнг/60, 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%). Tн=4,2 1,2/60 = 0.084, Tразг=3,1 kм/60, где kм= 1,1-1,15 – коэффициент, учитывающий маневры при разгрузке. Tразг=3,1 1,15 / 60 = 0.0594 мин, Tг=0,06 Lд/vг, где Lд длина доставки, м; vг – средняя скорость движения машины с грузом, км/ч. Tг=0,06 100 / 10 = 0.6 мин, Tп=0,06 Lд/vп, где vг – средняя скорость движения порожней машины, км/ч. Tп=0,06 250 / 10 = 1.2 мин, Tц = 0.084+ 0.0594 + 1,1(0.6 + 1.2) = 2.1234 мин, Qт.д=60 5,4 0,8 4,1/ (2.1234 1,5) = 357.4832 т/ч, Расчетное число ПДМ применяемых на руднике: 7 n=Aр/Qг n = 4400000 / 357*18*305 = 2.2419 Принимаем 3 машины Инвентарное число машин находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле: nин = kр Σn nин = 1,5 3 = 5 Эксплуатационная сменная производительность (т) одной транспортной машины (автосамосвал Sandvik 417): Qсм 60Т смVкуз k з k и K р t р kн где Тсм – продолжительность смены, час; Vкуз – вместимость кузова, м3; kз – коэффициент загрузки кузова; γ – 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. + tразм=3.1332+12+0,7+1+1=17.8332 мин где tраз =0,7 – время разгрузки, мин. При работе машины в комплексе с ковшевым погрузчиком время погрузки (мин): 8 𝑡погр = Vкуз k зкtц k ман 60Vк k з = 8,1 ∗ 2.1234 ∗ 1,2 ∗ 0,8 = 3.1332 60 ∗ 5,4 ∗ 1 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 60 L 1 60 0 , 4 1 1 1 tдв Vгр Vпор 12, мин k c. x. 0,6 5 10 где kс.х. – коэффициент учитывающий среднеходовую скорость движения принимается в зависимости от длины транспортирования (при L < 0,3 км k с.х. = 0,6; при L > 0,3 км kс.х. = 0,75); Vгр – скорость груженого автосамосвала км/час; Vпор - скорость порожнего автосамосвала км/час. Время на разминовку при работе более одного автосамосвала tразм =0,7 где nразм – количество разминовок; t1 = 2 продолжительность ожидания в разминовке, мин. Количество разминовок в которые будут заезжать автосамосвалы для ожидания можно рассчитать по формуле nразм= nсам-1=2-1=1 Qсм 60 8 8,3 5,4 1,3 635.0611 , т 17.8332 1,5 Расчетное число самосвалов n = 4808.7432 / 635.0611= 7,5 9 Принимаем число самосвалов 8 Инвентарное число машин находящихся в ремонте и в резерве рассчитывается по формуле: nин = kр Σn nин = 1,5 8 = 12 10 3 ОБОСНОВАНИЕ ВАРИАНТОВ ВСКРЫТИЯ 3.1 Выбор вариантов вскрытия месторождения Выбор схемы вскрытия принимается в зависимости от принятой схемы вентиляции. Критерием при выборе схемы вентиляции является минимизация энергетических затрат, руководствуясь этим выбираем фланговую схему для первого и второго вариантов вскрытия. Тип подъема руды и подъемных машин из шахты принимаем согласно эффективному применению рудоподъемных стволов по графику. При годовой производственной мощности рудника 4,4 млн.т./год и 1000 м глубине залегания рудных тел, эффективно применять скиповой подъем с применением одноканатной подъемной машины ЦШ4×4 Околоствольный двор принимаем в зависимости от производительности рудника. Примем петлевой околоствольный двор, включающий в себя подземный бункер, насосную станцию, трансформаторную подстанцию, и др. Объем подземного бункера 260 м3, высота бункера 60 м. Водосборник должен состоять из двух выработок и более. Водоприток принимаем равный 120 м3/час. Тип насоса ЦНС 180-500, напор 500-900 м, 3 насоса, объем камеры 379 м3. Объем трансформаторной подстанции в свету 640 м3, в проходке 780 м3 11 3.2 Обоснование типа, числа и назначения вскрывающих выработок и схемы их расположения Вариант №1. Месторождение вскрывается двумя наклонными стволами. Схема проветривания фланговая. 1. Скиповой ствол располагается на промышленной площадке рудника и служит для: выдачи руды, породы; выдачи загрязненного воздуха из шахты и для вспомогательных целей. 2. Вспомогательный (клетьевых) ствол располагается на фланге рудного тела и служат для: спуска-подъема людей; подачи свежего воздуха; спуска материалов, грузов, оборудования и т.д. Принимаем площади поперечного сечения вскрывающих выработок: - главный ствол: Sсв = 25 м2, - вспомогательный (клетевой) ствол: Sсв = 37м2, - откаточный квершлаг: Sсв = 17,09 м2. -штрек: Sсв = 15,74 м2 Сечения выработок, по которым подается воздух, проверяются по допустимой скорости движения воздуха. Количество воздуха, необходимое для проветривания рудника, при применении оборудования с пневмо- и электроприводом, можно определить: - по суточной добыче: Q = qвTz, м3/мин где qв – необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м 3/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; Qв qвоз Т z 114426,2295 1,3 17311,4754 , м3/мин, 12 Проверка сечения выработок по допустимой скорости воздуха определяется по формуле: Vп Qв < Vдоп S св где Vп – скорость движения воздуха по выработки, м/с; Vдоп – допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с; Sсв – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2; - Скиповой наклонный ствол: Vп 288,5246 11.541 , м/с; 25,8 - Вспомогательный (клетевой) ствол Vп 288,5246 7.798 , м/с; 37 - Откаточный квершлаг Vп 96,174 5.6276 , м/с; 17,09 Vп 96,174 6.1102 , м/с; 15.74 - Рудный штрек Скорость движения воздуха по выработкам меньше допустимого, следовательно, по условиям вентиляции принятые сечения подходят. Вариант №2. Месторождение вскрывается двумя вертикальными стволами. 1 Скиповой ствол служит для выдачи руды, породы; выдачи загрязненного воздуха из шахты; спуска материалов, грузов, оборудования. 13 2. Клетевой ствол служат для: спуска-подъема людей; подачи свежего воздуха. Принимаем площади поперечного сечения вскрывающих выработок: - вспомогательный (клетевой) ствол: Sсв = 50.26 м2, dсв = 8 м; -Скиповой ствол: Sсв = 33.18 м2, dсв = 6.5 м; Сечения выработок, по которым подается воздух, проверяются по допустимой скорости движения воздуха. Количество воздуха, необходимое для проветривания рудника, при применении оборудования с пневмо- и электроприводом, можно определить: -по суточной добыче: Q = qвTz, м3/мин где qв – необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м 3/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; Qв qвоз Т z 114426,2295 1,3 17311,4754 , м3/мин, Проверка сечения выработок по допустимой скорости воздуха определяется по формуле: Vп Qв < Vдоп = 8 м/с, S св где Vп – скорость движения воздуха по выработки, м/с; Vдоп – допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с; Sсв – площадь поперечного сечения выработки в свету, м2; = 0,8-0,95 – коэффициент уменьшения сечения за счет армировки (в стволе). - Вспомогательный (клетьевой) ствол: 𝑉п = 288.5246 33.18⋅0,8 = 10,8697 м/с 14 - Скиповой ствол: 𝑉п = 288.5246 50.26⋅0,8 = 7,1758 м3/с Скорость движения воздуха по выработкам меньше допустимого, следовательно, по условиям вентиляции принятые сечения подходят. 15 3.3 Расчет объемов горно-капитальных, строительно- монтажных работ и капитальных затрат по вариантам Расчеты по определению объемов горно-капитальных выработок по вариантам представлены в таблице 2.1., 2.2. Таблица 2.1- Объем горно-капитальных выработок по первому варианту № Тип выработки Площадь Длина Число Объем сечения, м2 выработки, м выработок выработки м3 1 Наклонный скиповой ствол 25 2500 1 62500 2 Наклонный клетевой ствол 37 2500 1 92500 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 Квершлаг 3 скипового ствола гор. -110м. Квершлаг 4 скипового ствола гор. -170м Квершлаг 5 скипового ствола гор. -230м. Квершлаг 6 скипового ствола гор. -290м. Квершлаг 7 скипового ствола гор. -350м. Квершлаг 8 скипового ствола гор. -410м. Квершлаг 9 скипового ствола гор. -470м. Квершлаг 10 скипового ствола гор. -530м. 11 Квершлаг скипового ствола 16 гор. -590м. Квершлаг 12 скипового ствола 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 гор. -650м. Квершлаг 13 скипового ствола гор. -710м Квершлаг 14 скипового ствола гор. -770м Квершлаг 15 скипового ствола гор. -830м Квершлаг 16 скипового ствола гор. -890м Квершлаг 17 скипового ствола гор. -950м Квершлаг 18 вспомогательного ствола гор. -110м Квершлаг 19 вспомогательного ствола гор. -170м Квершлаг 20 вспомогательного ствола гор. -230м Квершлаг 21 вспомогательного ствола гор. -300м Квершлаг 22 вспомогательного ствола гор. -350м Квершлаг 23 вспомогательного ствола гор. -410м Квершлаг 24 вспомогательного ствола гор. -470м 25 Квершлаг 17 вспомогательного ствола гор. -525м Квершлаг 26 вспомогательного ствола 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 17,09 75 1 1281,75 гор. -590м Квершлаг 27 вспомогательного ствола гор. -650м Квершлаг 28 вспомогательного ствола гор. -710м Квершлаг 29 вспомогательного ствола гор. -770м Квершлаг 30 вспомогательного ствола гор. -830м Квершлаг 31 вспомогательного ствола гор. -890м Квершлаг 32 вспомогательного ствола гор. -950м 33 Штрек рудный гор. -110 15.74 800 1 12592 34 Штрек рудный гор. -170 15.74 800 1 12592 35 Штрек рудный гор. -230 15.74 800 1 12592 36 Штрек рудный гор. -290 15.74 800 1 12592 37 Штрек рудный гор. -350 15.74 800 1 12592 38 Штрек рудный гор. -410 15.74 800 1 12592 39 Штрек рудный гор. -470 15.74 800 1 12592 40 Штрек рудный гор. -530 15.74 800 1 12592 41 Штрек рудный гор. -590 15.74 800 1 12592 42 Штрек рудный гор. -650 15.74 800 1 12592 43 Штрек рудный гор. -710 15.74 800 1 12592 44 Штрек рудный гор. -770 15.74 800 1 12592 45 Штрек рудный гор. -830 15.74 800 1 12592 18 46 Штрек рудный гор. -890 15.74 800 1 12592 47 Штрек рудный гор. -950 15.74 800 1 12592 48 Рудоспуск 4 30 14 1800 49 Околоствольный двор 1419 Итого 385551,5 Таблица 2.2 - Объем горно-капитальных выработок по второму варианту № Тип выработки Площадь Длина Число сечения, м2 выработки, м выработок Объем выработок по вариантам, м3 1 Скиповой ствол 33.18 1000 1 33180 2 Клетевой ствол 50.26 1000 1 50260 17.09 1300 1 22217 17.09 1115 1 19055 17.09 1015 1 17346 17.09 882 1 15037 17.09 760 1 12988 17.09 653 1 11159 17.09 571 1 9758 17.09 524 1 8955 17.09 520 1 8886 17.09 555 1 9484 17.09 630 1 10766 17.09 731 1 12492 17.09 850 1 14526 17.09 981 1 16748 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 Квершлаг скипового ствола гор. -34м. Квершлаг скипового ствола гор. -98м. Квершлаг скипового ствола гор. -162м. Квершлаг скипового ствола гор. -226м. Квершлаг скипового ствола гор -290м Квершлаг скипового ствола гор. -354м Квершлаг скипового ствола гор. -418м Квершлаг скипового ствола гор. -482м Квершлаг скипового ствола гор. -548м Квершлаг скипового ствола гор. -612м Квершлаг скипового ствола гор. -676м Квершлаг скипового ствола гор. -740м Квершлаг скипового ствола гор. -804м Квершлаг 19 скипового ствола гор. -868м 17 18 Квершлаг 17.09 1118 1 19106 17.09 1261 1 21550 Штрек рудный гор. -34м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -98м. 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -162м. 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -226м. 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -290м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -354м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -418м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -482м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -548м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -612м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -676м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -740м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -804м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -868м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -932м 15.74 800 1 12592 Штрек рудный гор. -996м 15.74 800 1 12592 17.09 1300 1 22217 17.09 1115 1 19055 17.09 1015 1 17346 17.09 882 1 15037 17.09 760 1 12988 17.09 653 1 11159 скипового ствола гор. -932м Квершлаг скипового ствола гор. -996м Квершлаг клетевого ствола гор. -34м. Квершлаг клетевого ствола гор. -98м. Квершлаг клетевого ствола гор. -162м. Квершлаг клетевого ствола гор. -226м. Квершлаг клетевого ствола гор -290м Квершлаг клетевого ствола гор. -354м 20 Квершлаг клетевого ствола гор. -418м Квершлаг клетевого ствола гор. -482м Квершлаг клетевого ствола гор. -548м Квершлаг клетевого ствола гор. -612м Квершлаг клетевого ствола гор. -676м Квершлаг клетевого ствола гор. -740м Квершлаг клетевого ствола гор. -804м Квершлаг клетевого ствола гор. -868м Квершлаг клетевого ствола гор. -932м Квершлаг клетевого ствола гор. -996м 17.09 571 1 9758 17.09 524 1 8955 17.09 520 1 8886 17.09 555 1 9484 17.09 630 1 10766 17.09 731 1 12492 17.09 850 1 14526 17.09 981 1 16748 17.09 1118 1 19106 17.09 1261 1 21550 Околоствольный двор Капитальные рудоспуск 1419 9 888 1 7992 21 4 КАЛЕНДАРНЫЙ ПЛАН СТРОИТЕЛЬСТВА РУДНИКА Составлены календарные планы строительства для каждого принятого варианта вскрытия и подготовки месторождения с учетом капитальных и горноподготовительных выработок. Принятая последовательность должна обеспечивать вскрытие и подготовку участков месторождения в минимальные сроки. В календарный план строительства включаются только те выработки, которые обеспечивают начало очистных работ (как правило, выработки 2-3 горизонтов). Календарный план представлен в приложении 1. 22 5 ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ОЦЕНКА ВАРИАНТОВ 5.1 Стоимость зданий и сооружений Таблица 3.1 Стоимость зданий и сооружений при вскрытии вертикальными стволами Наименование объектов Стоимость, у.е Копер 100000 Надшахтное здание 44000 Здание подъемных машин 120000 Погрузочные бункеры и эстакады 250000 Таблица 3.2 Определение капитальных затрат на оборудование Первый вариант Второй вариант Капитальные Капитальные затраты тыс. затраты тыс.y.e у.е. Скиповой наклонный ствол 706000 - Клетевой наклонный ствол 656000 - Скиповой ствол - 706000 Клетевой ствол - 656000 7350000 7350000 Объект Техника 23 5.2 Стоимость горно-капитальных и горно- подготовительных работ Таблица 4 Стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных работ Объект У.е/м3 Первый вариант Второй вариант Наклонный скиповой ствол 41,3 2839400 - Наклонный клетевой ствол 41,3 4202300 - Скиповой ствол 74 - 2455320 Клетевой ствол 64.6 - 3246796 Околоствольный двор 96,6 137075,4 137075,4 31,4 6037000 14448584.4 ствола 31,4 6037000 14448584.4 Рудоспуск 89,6 150530 716083 Штреки 31,4 5930800 5930800 26369105,5 41483243.2 Квершлаги скипового ствола Квершлаги Итого клетевого 5.3 Расчет годовых эксплуатационных затрат Затраты на транспорт, поддержание выработок, водоотлив, проветривание зависят от параметров шахтного поля и производительности рудника (А, млн.т.). Рекомендуется их определять по следующим зависимостям. Себестоимость подземной электровозной откатки 1 т руды: 24 Стр = 0,072 + Себестоимость 0,048 А = 0,072 + транспортирования 0,048 1,13 = 0,11, у.е./(т·км) автосамосвалами на поверхности примем равной, Спов = 0,12 у.е./(т·км). Стоимость транспортирования руды: - при фланговом вскрытии: 𝐿 штр ∑Сгод ) ⋅ А, у.е./год. тр = Стр ⋅ (𝐿кв осн + 2 Для первого варианта при длине основного квершлага 0,0750 км: ∑Сгод тр = 0,0829 ⋅ (0,075 + 0,4) ⋅ 4400000 = 173280.е./год. Для второго варианта при средней длине основного квершлага 0,928 км: ∑Сгод тр = 0,829 ⋅ (0,928 + 0,4) ⋅ 4400000 = 4844012,8у.е./год. - на поверхности Стргод Спов Lпов А , у.е./год где Lпов – дальность транспортирования руды на поверхности, км; Для первого варианта вскрытия: ∑Сгод тр = 0,12 ⋅ 1 ⋅ 4400000 = 528000у.е./год Для второго варианта вскрытия: ∑Сгод тр = 0,12 ⋅ 1 ⋅ 4400000 = 528000у.е./год Себестоимость дробления тонны руды перед загрузкой в скип: С др 0,015 0,05 , у.е./т. А 0,05 Сдр 0,015 0,0264 у.е./т. 4. 4 25 Себестоимость подъема скипами тонны руды по наклонному стволу на 100 м по вертикали: С под 0 ,0457 0 ,0066 , у.е./т. А 0,0066 ск Спод 0,0457 * 2 0,0944 у.е./т. 4,4 Себестоимость клетьевого подъема по вертикальному стволу: кл ск ,у.е; Спод (1,2 1,3)Спод Стоимость водоотлива по наклонному стволу на 100 м высоты: Св 0 ,00421 8 ,08 10 5 q где 0 ,00845 , у.е. A q – коэффициент водообильности, м3/ч на 1 млн. годовой добычи. Св = 0,00421 + 8,08 ⋅ 10−5 ⋅ 120 + 0,00845 4,4 = 0,00425 у.е. Себестоимость на проветривание: С пр 0 ,0144 2 ,9 10 5 Н ср k 10 -5 L где 0 ,009 , у.е, А L – протяженность вентиляционной струи от устья воздухопадающего до воздуховыдающего стволов, м; Нср – средняя глубина горных работ, м; Нср = НН + где НО 1000 = 50 + = 550 м, 2 2 НН – мощность наносов, м; НО – глубина оруденения, м; k – коэффициент, зависящий от схемы проветривания (k = 1,08 для диагональной схемы, k = 2,16 для фланговой схемы). 26 Для первого варианта вскрытия при длине струи 3740 м: 0,009 Спр1 = 0,0144 + 2,9 ⋅ 10−5 ⋅ 550 + 2,16 ⋅ 10-5 ⋅ 3740 + 4,4 = 0.0929у.е./т Для второго варианта вскрытия при длине струи 3800 м: Спр2 = 0,0144 + 2,9 ⋅ 10−5 ⋅ 550 + 2,16 ⋅ 10-5 ⋅ 3800 + 0,009 4,4 = 0.1145у.е./т 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 прейскуранту цен, исходя из конкретных условий эксплуатации выработки. Для приближенных расчетов затрат на текущий ремонт и поддержание вертикальных стволов принимаются в размере 1 %, горизонтальных выработок – 0,66 %, выработок околоствольных дворов – 0,3% от стоимости их проведения. Стоимости поддержания выработок Для первого варианта вскрытия: - наклонных стволов: Сск = 0,01 · 2839400= 28394 у.е./год; Скл. = 0,01 · 4202300= 42023 у.е./год; - выработок околоствольного двора: Сок дв = 0,003 · 1216000,8 = 3648 у.е./год; - горизонтальные : Сгор выр = 0,0066 · 18004800= 118831.68 у.е./год. Для второго варианта вскрытия: - стволов: Сск. = 0,01 · 2455320= 24553,2 у.е./год; 27 Скл. = 0,01 · 3246796= 32467,96 у.е./год; - горизонтальные: Сгор выр = 0,0066 · 34827968,8= 229864,59408 у.е./год. Подсчитанные для каждого варианта капитальные затраты и эксплуатационные расходы по отдельным статьям сводятся в таблицу (табл.5.) Таблица 5 - Сравнительная стоимость вскрытия по вариантам 1 вариант Наименование затрат и Объем расходов работ, м3 2 вариант Стоимость Сумма, Объем Стоимость ед., у.е./м3 у.е. работ, м3 ед., у.е./м3 Сумма, у.е. Капитальные затраты (Кt) Стоимость сооружения стволов шахт (Кi) Наклонный Скиповой ствол Наклонный Клетевой ствол Вертикальный скиповой ствол Вертикальный клетевой ствол Квершлаг скипового ствола Квершлаг клетевого ствола Стоимость сооружения штреков (Кштр) 62500 41,3 2839400 - - - 92500 41,3 4202300 - - - - - - 33180 74 2455320 - - - 50260 64.6 3246796 6037000 230073 31,4 14448584.4 20508 31,4 20508 31,4 6037000 230073 31,4 14448584.4 201472 31,4 5930800 201472 31,4 5930800 12588 96,60 1216000,80 12588 96,60 1216000,80 Стоимость сооружения выработок околоствольных дворов 28 (Код) Стоимость зданий и сооружений - - 1362000 - - 1362000 - - 7350000 - - 7350000 - - 34974500,8 - - 50458085,6 Стоимость капитальных затрат на оборудование (Кзд) Всего капитальных затрат (Кi) Продолжение таблицы 5 Эксплуатационные затраты (Эi) Стоимость подземной откатки (Эпо) Стоимость откатки на поверхности (Эоп) Расходы на шахтный подъем (Эшп) Расходы на водоотлив (Эвд) Расходы на вентиляцию (Эв) Затраты на поддержание Всего эксплуатационных затрат (Эi) - 0,0829 173280 - 0,0829 4844012,8 - 0,12 528000 - 0,12 528000 - 0,05 312000 - 0,05 312000 - 0,00425 18700000 - 0,00425 18700000 - 0.0929 408760 - 0.1145 503800 - - 192932,68 - - 290533,75408 - - 20314975,68 - - 25178346,55408 29 5.4 Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затрат Дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат (Ток.) определяет момент условия, когда: ΣКt /(1 +Е)Т = Σ(Пt + Аt) /(1 + Е)Т где: Ток. – сравнительный дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат i – го варианта вскрытия и подготовки месторождения, лет; ΣКt –капитальные затраты на вскрытие и подготовку месторождения i -го варианта; Е – ставка дисконта, дол.ед.; Т – срок эксплуатации месторождения; Пt – годовой размер прибыли, получаемой от эксплуатации месторождения при i –м варианте вскрытия и подготовки, у.е.; Аt – годовой размер амортизации при i –м варианте, у.е. Принимаем ставку дисконта Е = 5%. Исходные данные для расчёта I варианта Сумма капитальных затрат, у.е. ΣКt = 34974500,8 у.е. Сумма эксплуатационных затрат, у.е. Эt =20314975,68 у.е. Сумма амортизационных отчислений. где: D – запасы отрабатываемые подземным способом, т. D =141351600 т. Аt K ст K кв К штр K од K пов. зд D Aгод 30 А𝑡 = 34974500,8 141351600 ⋅ 141351600 = 1*10^6 Срок строительства. Тстр. = 8,5 лет. Затраты на добычу руды. Эдоб. = Сдоб. х Агод., у.е./год, где: Сдоб. – себестоимость добычи полезного ископаемого. Сдоб. = 7 у.е./т. Эдоб. = 7 х 4400000 = 30800000 у.е. Выручка от реализации продукции. Вt Ц п.и. Агод , у.е./год, где Цп.и – ценность полезного ископаемого, у.е./т. Извлекаемая ценность полиметаллической руды (у.е./т): Цчм с1 R ц где с - содержание железа в балансовых запасах, %; R – коэффициент разубоживания руды, дол. ед.; ц – цена 1 т железа, у.е.; - коэффициент извлечения железа в концентрат (0,8), дол. ед.; - содержание железа в концентрате, %. Цчм(р) = 0,01 ∗ 3,75 ∗ (1 − 0,1) ∗ 2100 ∗ 0,8 ∗ 0,15 = 8,5 у.е./т; В𝑡(р) = 0,25 ∗ 8,5. ⋅ 4400000 = 7700000у.е./год; Исходные данные для расчёта II варианта Сумма капитальных затрат, у.е. 31 ΣКt =50458085,6 Сумма эксплуатационных затрат, у.е. Эt = 25178346,55408 Сумма амортизационных отчислений. где: D – запасы отрабатываемые подземным способом, т. D =141351600 т. Аt А𝑡 = K ст K кв К штр K од K пов. зд D 50458085,6 141351600 Aгод ⋅ 4400000 = 1,57 ∗ 10^6 Срок строительства. Тстр. = 12 лет. Затраты на добычу руды. Эдоб. =Сдоб. х Агод., у.е./год, где: Сдоб. – себестоимость добычи полезного ископаемого. Сдоб. = 7 у.е./т. Эдоб. =7 х 4400000 = 30800000у.е. Выручка от реализации продукции. Вt Ц п.и. Агод , у.е./год, где Цп.и – ценность полезного ископаемого, у.е./т. Извлекаемая ценность железной руды (у.е./т): 32 Цчм с1 R ц Ко где с - содержание метала балансовых запасах, %; R – коэффициент разубоживания руды, дол. ед.; ц – цена 1 т метала, у.е.; - коэффициент извлечения полезного ископаемого в концентрат (0,85), дол. ед.; - содержание метала в концентрате, %. Цчм(р) = 0,01 ∗ 3,75 ∗ (1 − 0,1) ∗ 2100 ∗ 0,8 ∗ 0,15 = 8,5 у.е./т; В𝑡(р) = 0,25 ∗ 8,5. ⋅ 4400000 = 7700000у.е./год; Таблица 7.9- Исходные данные для расчета сравнительного дисконтированного срока окупаемости капитальных затрат по вариантам вскрытия Наименование показателя Выручка от реализации продукции, Вариант вскрытия 1 2 37400000 37400000 1000000 1570000 7700000 7700000 34974500,8 50458085,6 у.е./год Сумма амортизационных отчислений, у.е./год Срок строительства, лет Затраты на очистную выемку, у.е./год Сумма капитальных затрат, у.е. 33 Сумма эксплуатационных затрат, 20314975,68 25178346,55408 у.е./год Определение сравнительного срока окупаемости капитальных затрат производится подсчётом дисконтированного денежного потока нарастающим итогом. За дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат необходимо принимать момент перехода с отрицательного значения дисконтированного денежного потока нарастающим итогом в положительное его значение. (Приложение 2) 34 ЗАКЛЮЧЕНИЕ Оптимальным считается тот вариант вскрытия, который имеет наименьший срок окупаемости. При получении одинаковых значений срока окупаемости по рассматриваемым вариантам вскрытия выбор предпочтительного варианта вскрытия месторождения производится по минимальным величинам капитальных затрат и срока строительства рудника. Однако, по таблице видно, что первый вариант вскрытия начинает окупаться на четырнадцатом году эксплуатации, тогда как второй вариант, не окупается. Поэтому, наиболее оптимальным и верным вариантом вскрытия будет первый вариант. 35 ЛИТЕРАТУРА 1. Вскрытие и подготовка рудных месторождений» Методические указания по выполнению курсовой работы для студентов Магнитогорск 2013. 2. Справочник по горно-рудному делу /Под ред. В.А. Гребенюка, Я.С. Пыжьянова, И.Е. Ерофеева. – М.:Недра,1983, 816 с. 3. Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. – М.:Недра, 1983, 424 с. 4. Федеральные нормы и правила в области промышленной безопасности “Правила безопасности при ведении горных работ и переработки твердых полезных ископаемых” 02.07.2014. 36
