
- •Введение
- •1 Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения
- •С учетом выбранного очистного комбайна техническая нагрузка на очистной забой (aт) определяется по формуле:
- •Для первого пласта:
- •Для второго пласта:
- •Для второго пласта:
- •Годовая мощность шахты по товарному углю:
- •6 Вскрытие шахтного поля
- •Капитальные затраты будущих лет (спр) рассчитываем по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле
- •Коэффициент водообильности меньше 1 , поэтому затраты на водоотлив не учитываем.
- •Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (к1и к2) и эксплуатационных (э1 и э2) затрат, рассчитанных в таблице 15.
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
I 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);
с1
и.с2 - эмпирические
коэффициенты (
);
S - площадь поперечного сечения выработки в свету, м2;
II 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;
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 |
28,3 |
182 |
933436 |
169,9 |
4,66 |
36,5 |
||
Квершлаг |
3 |
17,6 |
933 |
115519 |
323,3 |
4,66 |
69,4 |
||
Итого по первому варианту |
105,9 |
||||||||
Второй вариант |
|||||||||
Уклон |
1 |
12,6 |
950 |
100259 |
95,2 |
4,66 |
20,4 |
||
Квершлаг |
3 |
17,6 |
1694 |
115519 |
587 |
4,66 |
125,9 |
||
Итого по второму варианту |
146,3 |
Таблица 11 - Расчеты капиталовложений будущих лет
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 12 - 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 |
174,7 |
60 |
3,84 |
230,4 |
Углубка |
36,5 |
30 |
0,8 |
24 |
Итого по первому варианту |
254,4 |
|||
Второй вариант |
||||
Главный наклонный ствол |
229,8 |
60 |
5,06 |
303,6 |
Итого по второму варианту |
303,6 |
Транспорт и подъем полезного ископаемого
I 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,
;
.
II ВАРИАНТ:
Формула для расчетов стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами.
Таблица 13 – Тип конвейера
Тип конвейера |
Производительность, т/час |
a |
b |
c |
1ЛУ120 |
1000 |
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);
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 |
58,35 |
34,96 |
2039,9 |
Углубка главного вертикального ствола |
58,35 |
30,64 |
1787,8 |
Итого по первому варианту |
3827,7 |
||
Второй вариант |
|||
Главный наклонный ствол |
116,7 |
11,41 |
1331,5 |
Уклон |
58,35 |
13,91 |
811,6 |
Итого по второму варианту |
2143,1 |
Таблица 14 - Затраты на транспорт и подъем полезного ископаемого