- •1 Пласт:
- •2 Пласт:
- •3 Пласт:
- •– Сумма мощностей всех вышележащих пластов; - сумма расстояний между вышележащими пластами.
- •Капитальные затраты будущих лет (спр) рассчитываем по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле
- •Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (к1и к2) и эксплуатационных (э1 и э2) затрат, рассчитанных в таблице 13.
– Сумма мощностей всех вышележащих пластов; - сумма расстояний между вышележащими пластами.
=970
м.
Количество воздуха, поступающего в ствол через шахту, м3/с:
Сечение ствола, м2:
Число квершлагов:
2.Вариант
Длина главного наклонного ствола, м:
Длина уклона рассчитывается как:
,
м
Lукл=2000-315=1685
Объём околоствольного двора, м3:
Сечение выбираем 14,5м2.
Длина квершлага 2 горизонта аналогична длине в предыдущем варианте
Стоимость проведения горных выработок по вариантам
1 вариант:
Главный вертикальный ствол:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);
с1и.с2
- эмпирические коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
Околоствольный двор:
Стоимость сооружений 1м3 околоствольного двора равна 21989 тнг.
Квершлаг II горизонта
С= 1,34(40785+2581*17,6)= 115518
2 вариант:
Главный наклонный ствол:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);
с1и.с2
- эмпирические коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
Околоствольный двор:
Стоимость сооружений 1м3 околоствольного двора равна 21989 тнг.
Транспортный уклон со II на I горизонт
С =1,34(30500+3500*12,6)=99964 тнг/м
Таблица 7.Расчеты первоначальных капитальных затрат
Наименование выработки |
Кол-во выработок |
Сечение, м2 (объем) м3
|
Длина м |
Стоимость проведения 1 м (м3), тнг. |
Полная стоимость проведения, млн.тнг |
Первый вариант |
|||||
Главный вертикальный ствол |
1 |
S=23,7 |
327 |
594500 |
194,4 |
Околоствольный двор |
1 |
V=16150 |
21989 |
355,1 |
|
Итого по первому варианту |
549,5 |
||||
Второй вариант |
|||||
Главный наклонный ствол |
1 |
S=14,5 |
961 |
306765 |
294,8 |
Околоствольный двор |
1 |
V=12950 |
21989 |
284,1 |
|
Итого по второму варианту |
578,9 |
||||
Капитальные затраты будущих лет (спр) рассчитываем по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле
где С - капиталовложения, рассчитанные по действующим стоимостным параметрам;
Е - нормативный коэффициент приведения, Е =0.08;
t - период отдаления капиталовложений от базового периода, лет.
Если t> 20 лет, то принимается t = 20 лет;
КПР - коэффициент приведения.
Капитальные затраты будущих лет
1 вариант:
Углубка главного вертикального ствола:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 3,06);
с1и.с2 - эмпирические коэффициенты ( );
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
Квершлаг:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);
с1и.с2
- эмпирические коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
2 вариант:
Квершлаг:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);
с1и.с2
- эмпирические коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
Уклон:
где b - коэффициент, учитывающий стоимость проведения выработки в различные периоды строительства (b = 1,34);
с1и.с2
- эмпирические коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
Таблица 9 Расчет капиталовложений будущих лет
Наименование выработки |
Кол-во выработок |
Сечение, м2
|
Длина м |
Стоимость проведения 1 м (м3), тнг. |
Полная стоимость проведения, млн.тнг |
Коэффициент приведения затрат |
Стоимость приведенная, млн.тнг |
||
Первый вариант |
|||||||||
Углубка |
1 |
23,7 |
242 |
832300 |
201,4 |
4,66 |
43,21 |
||
Квершлаг |
3 |
17,6 |
970 |
115518 |
336,1 |
4,66 |
72,12 |
||
Итого по первому варианту |
115,33 |
||||||||
Второй вариант |
|||||||||
Уклон |
1 |
12,6 |
1000 |
99964 |
99,9 |
4,66 |
21,43 |
||
Квершлаг |
3 |
17,6 |
1602 |
115518 |
55,1 |
4,66 |
119,12 |
||
Итого по второму варианту |
120 |
||||||||
В сравниваемых вариантах предусматриваем применение одинаковых способов подготовки шахтного поля, то объемы проведения подготовительных выработок отличаются незначительно.
Затраты на ремонт капитальных горных выработок.
На ремонт капитальных горных выработок ежегодно отчисляется 2,2% от первоначальной их стоимости.
Таблица 10 . Затраты на ремонт капитальных горных выработок
Наименование выработки |
Первоначальная стоимость выработки, млн.тнг |
Срок службы выработки, лет |
Отчисления на ремонт, млн. тнг/год |
Общие затраты на ремонт, млн.тнг |
Первый вариант |
||||
Главный вертикальный ствол |
194,4 |
52,3 |
4,3 |
224,9 |
Углубка |
43,21 |
26,15 |
0,9 |
23,5 |
Итого по первому варианту |
248,4 |
|||
Второй вариант |
||||
Главный наклонный ствол |
294,8 |
52,3 |
6,5 |
339,9 |
Итого по второму варианту |
339,9 |
|||
Транспорт и подъем полезного ископаемого
1 вариант:
Формула для расчета стоимости подъёма полезного ископаемого двухскиповыми подъемами.
Подъем с 1-го горизонта:
,
где
- производительность подъема,
;
- высота подъема,
;
.
Подъем со 2 -го горизонта:
,
где - производительность подъема, ;
- высота подъема,
;
.
2 вариант:
Формула для расчетов стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами.
Таблица I-3
Тип конвейера |
Производительность, т/час |
A |
B |
C |
КРУ350 |
1200 |
132526 |
8024 |
6 |
Подъем по наклонному стволу:
где
А – нагрузка на данную выработку
;
L
– дальность транспортирования,
;
kн – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:
;
α – угол наклона выработки, град.;
a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);
Подъем по уклону со 2-го гаризонта на 1-й:
где А – нагрузка на данную выработку ;
L – дальность транспортирования, ;
kн – коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:
;
α – угол наклона выработки, град.;
a, b, c - эмпирические коэффициенты(таблица I-3);
Таблица 11.Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного
Наименование выработки |
Кол-во транспортируемого угля, млн.т |
Стоимость транспортирования 1 т тнг. |
Суммарные расходы на транспортирование, млн.тнг. |
Первый вариант |
|||
Главный вертикальный ствол I горизонта |
57,1 |
37,24 |
2126,4 |
Главный вертикальный ствол II горизонта |
57,1 |
50,34 |
2874,4 |
Итого по первому варианту |
5000,8 |
||
Второй вариант |
|||
Главный наклонный ствол |
114,2 |
11,74 |
1340 |
Уклон |
57,1 |
12,2 |
687,4 |
Итого по второму варианту |
2028,1 |
||
Коэффициент
водообильности меньше 1
,
поэтому затраты на водоотлив не
учитываем.
Статьи расходов |
Величина расходов, млн.тнг. |
|
1 вариант |
2 вариант |
|
1 |
2 |
3 |
Капитальные вложения на проведение выработок а) в период строительства шахты б) будущих лет |
549,5
115,33 |
578,9
140,55 |
Итого капитальных вложений, тыс.тнг |
К1=664,83 |
К2=719,45 |
%% |
|
|
Эксплуатационные расходы на: а) проведение выработок б) поддержание выработок в) ремонт капитальных выработок г) транспорт и подъем д) водоотлив е) реновация капиталовложений |
- - 248,4 5000,8 - 664,83 |
- - 339,9 2028,1 - 719,45 |
Итого эксплуатационных расходов, тыс.тнг |
Э1=5914,1 |
Э2=3087,4 |
%% |
|
|
Таблица 12 Суммарные затраты по всем статья
