Содержание меди (Cu) -2,5%, цинка (Zn) - 5%;

Месторождение пожароопасное.

1.      Основные параметры рудника

По виду полезного компонента руда медноцинковая. Рудное месторождение состоит из одного рудного тела. Горизонтальная мощность рудного тела составляет 14 м. Месторождение крутопадающее, угол падения 75 градусов. Глубина залегания средняя (450 м).

Выбор способа разработки

В зависимости от горно-геологических условий месторождение отрабатывается открыто-подземным способом (верхняя часть-открытым, а нижняя подземным).

Определение предельной глубины карьера

,

Где m_г - горизонтальная мощность залежи;

γ_в,γ_л-углы откоса бортов карьера по висячему и лежачему бокам (40^о-45^о);

Св, Сн - затраты на 1м³ вскрышных работ по коренным породам и наносам:

Cв=1,0-2,5 у. е./м³, Сн=0,5-1,0 у. е./м³

Кгр - граничный коэффициент вскрыши, (12-15);

Глубина карьера для рудного тела

м

Примем глубину карьера равной 80 м.

1.1 Подсчет промышленных запасов руды определяются по формуле

По данным размерам шахтного поля подсчитываются балансовые запасы месторождения.

Балансовые запасы рудного тела.

, т,

где L_пр - длина месторождения по простиранию, м;

m_н - нормальная мощность рудного тела, м;

 м

Н_к, Н_н -начальная и конечная глубина залегания рудного тела, м

- угол падения рудных тел, град.

γ_р-объемная плотность руды т/м³

 т

Запасы отрабатываемые открытым способом, т:

Где H_кар - глубина карьера, м

 т

Запасы, отрабатываемые подземным способом, т:

Б_подз=Б_общ-Б_откр=20912422-3124845=17787577 т

.2 Производственная мощность и срок существования рудника

Для крутопадающих месторождений производственная мощность рудника определяется:

где    S - средняя площадь горизонтального сечения рудного тела, м²;

S=L_пр*m_г

 - объемный вес руды, т/м³;

V - годовое понижение горных работ, м; (табл. 4.4)

К_м, К_у - коэффициенты, учитывающие мощность и угол наклона

залежи (табл. 4.5)

S=L_пр*m_г=800*14=11200 м²

 т/год

Срок существования рудника:

 лет,

где    t_раз, t_зат - время на развитие и затухание (по 2-3 года), лет.

Б_подз - запасы отрабатываемые подземным способом, т

П, R-коэффициент потерь и разубоживания, зависящий от принятой системы разработки (этажное обрушение)

 года

Месторождение отрабатывается полностью в первую ступень вскрытия.

.3 Проектные решения по высоте этажа, системе разработки, типу подъемного транспорта, делению горизонтов на основные и вспомогательные

Учитывая характеристики месторождения (мощность, угол падения, ценность, глубина залегания рудного тела) применим систему разработки горизонтальных слоёв с закладкой. Высоту этажа примем Н_э = 50 м, выдачу руды в клетях. Используем электровоз со сцепным весом 100 кН (К10), вагонетки емкостью 2,5 м³ (ВГ - 2,5) шириной колеи 750 мм, исходя из производительной мощности рудника.

Подготовку месторождения к очистной выемке производим с концентрационными горизонтами.

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 или диагональную схему проветривания для первого и второго варианта соответственно, так как шахтное поле имеет длину по простиранию 800 м.

2.      Обоснование вариантов вскрытия

.1 Выбор вариантов вскрытия месторождения

Схема вскрытия принимается в зависимости от выбранной схемы вентиляции. Критерием при выборе схемы вентиляции является минимизация энергетических затрат, руководствуясь этим выбираем фланговую и диагональную схему для первого и второго вариантов вскрытия соответственно.

Тип подъема руды и подъемных машин из шахты принимаем согласно эффективному применению рудоподъемных стволов по графику.

При годовой производственной мощности рудника 0,97 млн. т./год и глубине залегания рудных тел 450 м, эффективно применять скипо-клетьевой подъем с применением одноканатной подъемной машины 2Ц4x2,3.

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 200 м³, высота бункера 45 м. (табл. 5.1)

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. (табл. 5.2)

Объем трансформаторной подстанции в свету 560 м³, в проходке 700 м³. (табл. 5.3)

запас рудник вскрытие окупаемость

2.2 Обоснование типа, числа и назначения вскрывающих выработок и схемы их расположения

Для первого варианта вскрытия принимаем главный (клетевой) ствол, вентиляционный ствол, для подачи воздуха, оборудованный подъемом, которые расположены на промышленной площадке и один вспомогательный вентиляционный (для исходящей струи) ствол, оборудованный клетью, расположенный на фланге рудного тела.

Для второго варианта вскрытия принимаем, главный (клетевой) ствол, вентиляционный ствол, для подачи воздуха, оборудованный подъемом, которые расположены на промышленной площадке и два вспомогательных вентиляционных (для исходящей струи) ствола, оборудованные клетью, расположенные на флангах рудного тела.

Главный откаточный - двупутевый.

Принимаем площади поперечного сечения вскрывающих выработок по формулам :

Примечание: Площадь выработок берётся в свету.

главный ствол: S_гл=9+10,8∙А=19,476м² применяем S_св = 23,746 м², d_св = 5,5 м;

вспомогательный ствол: S_вспом = 14+4∙А =17,88 м² S_{вспом св} = 19,625м², d_св =5 м;

фланговый вентиляционный ствол: S_ф.вен =5+2,82∙А=7,7354м² S_св = 9,6 м², d_св =3,5 м;

откаточный квершлаг: S_кв =4,2+5,4∙А=9,4м² S_кв.св = 10,43 м².

откаточный штрек: S_шт=6,76 м²

квершлаг флангового вентиляционного ствола: S_{кв вен}=2+4,15A=6 м² S_{кв вен}=6,76 м²

После определения поперечного сечения выработок сравниваем с типовыми сечениями и принимаем их за основные значения. 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 = q_в×T×z, м³/мин

где    q_в - необходимое количество воздуха на 1 т суточной добычи, м³/мин; принимать для шахт не газовых и I категории q_в = 1,0 м³/мин;

Т - суточная добыча шахты (рудника), т; T=A/305=3180т/сут= 1,2 ¸ 1,5 - коэффициент запаса воздуха;

 м³/мин = 63,6 м³/с,

Проверка сечения выработок по допустимой скорости воздуха определяется по формуле [1, 23]:

 < V_доп = 8 м/с,

где    V_п - скорость движения воздуха по выработки, м/с;

V_доп - допустимая скорость движения воздуха по выработке, м/с;

S_св - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

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

Первый вариант:

- Клетьевой ствол:  м/с;

Вспомогательный ствол:  м/с;

Вентиляционный:  м/с;

Увеличиваем диаметр вентиляционного ствола так как допустимая скорость движения воздуха по выработке не удовлетворяет условиям ЕПБ

S_св = 12,56 м², d_св =4,0 м;

Вентиляционный (клетевой):  м/с;

Откаточный квершлаг:  м/с;

Квершлаг флангового вентиляционного ствола:  м/с;

Откаточный штрек:  м/с;

Второй вариант:

- Клетьевой ствол:  м/с;

Вспомогательный ствол:  м/с;

Вентиляционный:  м/с;

Откаточный квершлаг:  м/с;

Квершлаг флангового вентиляционного ствола:  м/с;

Откаточный штрек:  м/с;

Скорость движения воздуха по выработкам меньше допустимой, следовательно, по условиям вентиляции принятые сечения подходят.

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

Расчеты по определению объемов горно-капитальных выработок по вариантам представлены в таблице 3.2., 3.3.

Капитальные затраты на проведение вскрывающих и подготовительных выработок, на строительство надшахтных и других технических сооружений на поверхности и связанное с ними оборудование по вариантам приведены в таблице 3.1..Ориентировочные стоимости проведения подземных горных выработок, у. е./м³

Таблица 3.1. Объем горно-капитальных выработок по вариантам

3.      Календарный план строительства рудника

Составлены календарные планы строительства для каждого принятого варианта вскрытия и подготовки месторождения с учетом капитальных и горно-подготовительных 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).

1) Стоимость зданий и сооружений поверхности шахты.

1 вариант:

Копер: К_коп =100000*3 = 300000 у. е.;

вариант:

Копер: К_коп =100000*4 = 400000 у. е.;

Таблица 4.1. Определение капитальных затрат на оборудование

Таблица 4.3. Стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных работ

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:

 у. е./(т·км)

Себестоимость транспортирования автосамосвалами на поверхности примем равной, С_пов = 0,12 у. е./(т·км).

Стоимость транспортирования руды:

при диагональном и фланговом вскрытии:

, у. е./год.

Для первого варианта при средней длине основного квершлага 0,15 км:

 у. е./год.

Для второго варианта при средней длине основного квершлага 0,2 км:

 у. е./год.

на поверхности

, у. е./год

где    L_пов - дальность транспортирования руды на поверхности, км;

Себестоимость транспортирования автосамосвалами на поверхности принимать равной 0,1 - 0,14 у. е./т.

Для первого варианта вскрытия:

 у. е./год

Для второго варианта вскрытия:

 у. е./год

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

, у. е./т.

 у. е./т.=229180 у. е./год

Стоимость водоотлива по вертикальному стволу на 100 м высоты:

, у. е.,

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

 у. е.=98724 у. е./год

Себестоимость на проветривание:

, у. е.,

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

Н_ср - средняя глубина горных работ, м;

где    h_н - мощность наносов, м;

Н_о - глубина оруденения, м;

k - коэффициент, зависящий от схемы проветривания (k = 2,16 для фланговой схемы, k = 1,08 для диагональной схемы).

Для первого варианта вскрытия при длине струи 1630 м:

 у. е.

Для второго варианта вскрытия при длине струи 1330 м:

 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 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:

стволов:

С_{вент фл} = 0,01 ·677801,1 = 6778 у. е./год;

С_гл = 0,01 ·872216,64=8722,16 у. е./год;

С_вспом = 0,01 ·732897,83=7328,97 у. е./год;

выработок околоствольного двора:

С_{ок д} = 0,003 ·497490= 1427,5 у. е./год;

горизонтальные выработки:

С_{гор выр} = 0,0066 ·1241054,4=8190,96 у. е./год.

Для второго варианта вскрытия:

стволов:

С_{вент фл} = 0,01 ·1168833,6 = 11688,3 у. е./год;

С_гл = 0,01 ·1144784,34 =11448 у. е./год;

С_вспом = 0,01 ·946656,75 = 9466,5 у. е./год;

выработок околоствольного двора:

С_{ок д} = 0,003 ·497490= 1427,5 у. е./год;

горизонтальные выработки:

С_{гор выр} = 0,0066 ·1319629,76=8709,5 у. е./год.

Подсчитанные для каждого варианта капитальные затраты и эксплуатационные расходы по отдельным статьям сводятся в таблицу (табл. 4.4.)

Таблица 4.4. Сравнительная стоимость вскрытия по вариантам

4.2 Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затрат

Дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат (Т_ок.) определяет момент условия, когда:

ΣК_i /(1 +Е)^т = Σ(П_т + А_т) /(1 + Е)^т

где: Т_ок. - сравнительный дисконтированный срок окупаемости капитальных затрат i - го варианта вскрытия и подготовки месторождения, лет;

ΣК_i - капитальные затраты на вскрытие и подготовку месторождения i - го варианта;

Е - ставка дисконта, дол. ед.;

Т - срок эксплуатации месторождения;

П_т - годовой размер прибыли, получаемой от эксплуатации месторождения при i - м варианте вскрытия и подготовки, у. е.;

А_т - годовой размер амортизации при i - м варианте, у. е.

Принимаем ставку дисконта Е = 5%.

Исходные данные для расчёта.

I вариант:

1)      Сумма капитальных затрат, у. е.

ΣК_i =4719109,97

Сумма эксплуатационных затрат, у. е.

Э_т =582447,39 у. е./год.

2)      Сумма амортизационных отчислений.

где: D - количество добываемой руды из месторождения, т.

D = 17787577т.

3)      Срок строительства.

Т_стр. = 7 лет.

4)      Затраты на добычу руды.

Э_доб. =С_доб. х А_год., у. е./год,

где: С_доб. - себестоимость добычи полезного ископаемого, стр. 36 [1].

С_доб. = 12 у. е./т.

Э_доб. =12 х 970 000 = 11 640 000 у. е.

5) Выручка от реализации продукции.

, у. е./год,

где Ц_п.и - ценность полезного ископаемого, у. е./т.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (меди):

, у. е./т,

R = 0,06 - коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;

ц = 3000 у. е. - цена 1 т металла (меди), у. е.;

ε = 0,85 - коэффициент извлечения меди в концентрат, дол. ед.;

у. е./т.,

 у. е./год.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (цинка):

, у. е./т,

где с =5% - содержание цинка в балансовых запасах, %;

R = 0,06 - коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;

ц = 1200 у. е. - цена 1 т металла (цинка), у. е.;

ε = 0,75 - коэффициент извлечения меди в концентрат, дол. ед.;

у. е./т.,

 у. е./год

II вариант:

1)      Сумма капитальных затрат, у. е.

ΣК_i =5532067,83

Сумма эксплуатационных затрат, у. е.

Э_т =578514,8

2)      Сумма амортизационных отчислений.

где: D - количество добываемой руды из месторождения, т.

D = 17787577т.

3)      Срок строительства.

Т_отр. = 8 лет.

4)      Затраты на добычу руды.

Э_доб. =С_доб. х А_год., у. е./год,

где: С_доб. - себестоимость добычи полезного ископаемого, стр. 36 [1].

С_доб. = 12 у. е./т.

Э_доб. =12 х 970 000 = 11 640 000 у. е.

5) Выручка от реализации продукции.

, у. е./год,

где Ц_п.и - ценность полезного ископаемого, у. е./т.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (меди):

, у. е./т,

где с = 2,5% - содержание меди в балансовых запасах, %;

R = 0,06 - коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;

ц = 3000 у. е. - цена 1 т металла (меди), у. е.;

ε = 0,85 - коэффициент извлечения меди в концентрат, дол. ед.;

у. е./т.,

 у. е./год.

Извлекаемая ценность руд цветных металлов (цинка):

, у. е./т,

где с =5% - содержание цинка в балансовых запасах, %;

R = 0,06 - коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;

ц = 1200 у. е. - цена 1 т металла (цинка), у. е.;

ε = 0,75 - коэффициент извлечения меди в концентрат, дол. ед.;

 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.

Таблица 5. Технико-экономические показатели по вариантам вскрытия

Вывод: 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.

По таблице 7.10 видно, что первый вариант вскрытия начинает окупаться на восьмом году, а второй на девятом. Поэтому наиболее оптимальным вариантом вскрытия будет являться первый вариант.

Библиографический список

1.  Справочник по горнорудному делу /Под ред. В.А. Гребенюка, Я.С. Пыжьянов, И.Е. Ерофеева. - М.:Недра, 1983, 816 с.

2.       Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. - М.: Недра, 1983, 424 с.

.        Единые правила безопасности при разработке рудных, нерудных и россыпных месторождений полезных ископаемых подземным способом, утвержденные Постановлением Госгортехнадзора России от 30.05.03, №30. - М.: НПО ОПТ, 2003.

4. Вскрытие и подготовка рудных месторождений: Метод. указ. по составлению курсового проекта для студентов спец. 130404 «Подземная разработка месторождений полезных ископаемых». Магнитогорск: МГТУ, 2005. 40 с.