Приклад розрахунків з визначення максимальної глибини кар’єру

Згідно з результатами визначення оптимального бортового вмісту металу маємо наступні показники: собівартість видобутку 1 т руди підземним способом Сд.п=160,02 грн/т, питомі капітальні витрати на 1 т руди, видобутої підземним способом kп.п=26,58 грн/т; питомі приведені витрати на 1 т видобутої та збагаченої руди Впр=162,68 грн/т.

Виходячи з коефіцієнтів співвідношення рівня витрат на видобуток підземним та відкритим способами, що наведені у вихідних даних, отримаємо:

 

собівартість видобутку 1 т руди відкритим способом

Сд.в=0,3*160,02=48,01 грн/т;

питомі капітальні витрати на 1 т руди, видобутої відкритим способом

kп.в=0,64*26,58=17,01 грн/т;

собівартість 1 м3 розкриву:

Ср=0,4*48,01=19,20 грн/т;

питомі капітальні витрати на розкривні роботи:

kп.р=0,4*17,01=6,80 грн/м3.

Висоту уступу приймаємо hу=20 м.

Граничний коефіцієнт розкриття, визначений за формулою (3.1), складе kгр=5,68 м3/т

Результати розрахунків глибини кар’єра Нк та відповідного їй контурного коефіцієнта розкриття kк зведені в таблицю 3.1.

Таблиця 3.1

Нк, м …
kк, м3/т 0,21 0,62 1,03 1,45 … 4,76 5,17 5,58 6,00

 

Додатковий коефіцієнт розкриття для першого уступу складе kд=1,32 м3/т. Тоді контурний коефіцієнт розкриття для першого уступу з урахуванням додаткового становитиме kк1=0,21+1,32=1,53 м3/т.

За результатами розрахунків побудуємо залежність контурного коефіцієнта розкриття kк від глибини кар’єру Нк (рис. 3.2).

 

Рис. 3.2. Залежність контурного коефіцієнта розкриття від глибини кар’єру

 

З графіка визначаємо, що теоретична глибина кар’єру дорівнює 284 м, проектну максимальну глибину кар’єру приймаємо рівною 300 м.

Для відроблення покладу підземним способом прийнята підповерхово-камерна система розробки з обваленням ціликів. Підземні гірничі роботи планується проводити після повного завершення відроблення верхньої частини покладу відкритим способом. Тому залишати охоронний рудний цілик під дном кар’єру не потрібно.

Балансові запаси руди, що підлягають відробленню відкритим способом, Бо=22,773 млн т, запаси руди для відроблення підземним способом складають Бп=105,104 млн т.

ЛАБОРАТОРНА РОБОТА № 4

Обґрунтування проектної потужності та строку служби

Підземного рудника

1. Мета роботи: а) визначення економічно доцільної річної потужності шахти (рудника) Ао; б) визначення потужності шахти за гірничими можливостями Аг; в) встановлення проектної потужності Апр і строку існування шахти (рудника) Tр.

Тривалість виконання роботи — 7 год.

Порядок виконання роботи

2.1. Визначення економічно доцільної (оптимальної) річної потужності Ао. Відповідно до вимог ринкової економіки в якості критеріїв оптимальності використовують питомі приведені витрати на видобуток 1 т руди і приведену економічну ефективність використання балансових запасів руди, яка визначається за формулою

де Цд, Цб –оптова ціна відповідно 1 т видобутої руди і балансових запасів, грн/т. Цб=1,23*Цд; Впр –приведені питомі витрати на видобуток 1 т руди підземним способом, грн/т; kв –коефіцієнт втрат корисної копалини, част. од.; kз – коефіцієнт засмічення, част. од.

Критерій оптимальності враховує найважливіші економічні та технологічні показники видобутку руди і відображає відносний прибуток, що одержує гірничовидобувне підприємство із кожної тони балансових запасів. Критерій оптимальності повинен бути максимальним.

Порядок розрахунків

3.1. Визначають орієнтовне значення економічно доцільної оптимальної річної потужності шахти (рудника) за емпіричною формулою

А’о= 0,1∙Бп0,77, млн. т,

де Бп – промислові запаси руди, що підлягають відробленню підземним способом, млн т.

3.2. Підраховують можливі межі зміни річної потужності: мінімальну Аmin=0,5∙А’о та максимальну Аmax=1,5∙А’о, тобто

Аmin£Ai£ Аmax

У вказаних межах вибирають 11 значень річної потужності, починаючи з А1 = Аmin, з інтервалом змін

, млн т/рік

де N=11 – кількість варіантів для розрахунку.

В цьому випадку чергове значення річної потужності

3.3. Визначають питомі капіталовкладення за емпіричною формулою kп = tk∙Ai-Θ, що набуває вигляду:

а) для рудників чорної металургії

kп = 37,10∙Аі-0,1e, грн/т;

б) для рудників кольорової металургії

kп = 41,69∙Аі-0,1π, грн/т;

де tk, Θ– емпіричні коефіцієнти

3.4. Знаходять добуток коефіцієнта ефективності капітальних витрат на питомі капітальні витрати

Ен∙kп = 0,1kп, грн/т.

3.5. Визначають загальну суму капітальних витрат

К=kп∙Аі, млн грн

3.6. Установлюють величину погашення капітальних витрат на 1 т балансових запасів руди

kб = К/Бп, грн/т.

3.7. Розраховують повну собівартість видобутку 1т руди підземним способом у залежності від величини Аі та прийнятої системи розробки

, грн/т

де Сд.з – сумарні експлуатаційні витрати на видобуток C’д, транспорт Ст та збагачення Сз однієї тони руди, грн/т. Приймається за даними практики рудників з аналогічними умовами видобутку або за бібліографічними джерелами (табл.2.1).

3.8. Питомі приведені витрати на 1 т видобутої руди

, грн/т

Приведена економічна ефективність використання балансових запасів визначається за формулою

3.9. На основі результатів виконаних розрахунків будують графіки залежностей: Впр=f(Аі); kе.пр=f(Аі).

3.10. За мінімальним значенням Впрі максимальним значенням kе.пр визна­чають економічно доцільну оптимальну річну потужність Ао шахти (рудника).