- •Введение
- •1. Горно-геологическая характеристика месторождения
- •1.1. Основные сведения
- •1.2. Геологическая характеристика месторождения
- •1.2.1. Стратиграфия, литология
- •1.2.2. Тектоника
- •1.2.3. Условия залегания и морфология угольных пластов
- •1.2.4. Качество добываемого угля
- •1.2.5. Гидрогеологические условия
- •1.2.6. Горно-геологические условия поля разреза
- •1.2.7. Запасы угля и перспективы месторождения
- •1.2.8. Агрохимическая и биологическая характеристика вскрышных пород
- •1.2.9. Попутные полезные ископаемые и отходы производства
- •2. Генеральный план и технологический комплекс на поверхности
- •3. Горные работы
- •3.1. Существующее состояние горных работ
- •3.2. Определение границ участка
- •3.3. Производственная мощность и срок службы разреза, режим работы предприятия
- •3.4. Вскрытие карьерного поля
- •3.5. Система разработки и её параметры
- •Оси прохода драглайна
- •3.6. Параметры технологических процессов
- •3.6.1. Подготовка горных пород к выемке
- •3.6.2. Расчёт параметров буровзрывных работ
- •3.6.3. Выемочно-погрузочные работы
- •3.6.4. Технологический транспорт
- •3.6.5. Отвалообразование
- •4. Выбор и эксплуатация горного оборудования
- •4.1. Выбор бурового оборудования
- •4.2. Выбор выемочно-погрузочного оборудования
- •4.3. Выбор средств автотранспорта
- •5 Карьерный водоотлив
- •6. Вспомогательные работы
- •7. Охрана окружающей среды
- •7.1. Охрана атмосферы
- •7.2. Охрана водных ресурсов
- •7.3. Охрана земель
- •8. Электроснабжение карьера
- •8.1. Общие положения
- •8.2. Определение расчётной электрической нагрузки участка методом коэффициента спроса
- •8.3. Выбор числа и мощности трансформаторов участковой подстанции
- •8.4. Выбор схемы электроснабжения участка
- •8.5. Расчёт воздушных и кабельных линий
- •8.6. Освещение на участке
- •8.7. Расчёт заземления
- •8.8. Требования по безопасной эксплуатации электроустановок
- •9. Охрана труда
- •9.1. Общие меры по управлению безопасностью труда
- •9.2. Требования правил безопасности при ведении горных работ
- •10. Защита населения и производственного персонала от чс
- •I. Общие положения.
- •11. Специальная часть. Вскрытие рабочих горизонтов на период развития горных работ до 2010
- •11.1. Состояние вопроса
- •11.2. Отечественный и зарубежный опыт вскрытия карьеров
- •11.3. Оценка проектных решений вскрытие карьерных полей
- •11.4. Патентный поиск
- •11.5. Влияние условий залегания пластов на формирование грузопотоков
- •11.6. Этапы и состав горно-строительных работ
- •11.7. Взаимосвязь способа вскрытия системы разработки
- •11.8. Планирование развития горных работ до 2010 года
- •12. Расчет экономических показателей
- •12.1. Общие сведения
- •12.2. Производственная себестоимость добычи угля
- •12.3. Расчет прямых затрат по эксплуатируемой технике, используемой в технологической цепочке
- •12.4. Расчет себестоимости добычи угля по комплексу
- •12.5. Прибыль и рентабельность производства
- •12.6. Обоснование области применения технологии с перевалкой вскрыши
- •Заключение
- •Список использованных источников
12.4. Расчет себестоимости добычи угля по комплексу
Итого прямые затраты по комплексу составят 40184926 руб.
руб/тн (12.7)
(12.8)
руб/м3
Заработная плата составляет 3172058,28 руб.
Общехозяйственные расходы Зар.пл91,50% = 2902433,33 руб.
Цеховые расходы Зар.пл17% = 539249,91
Внепроизводственые расходы (плата за вагоны, комиссия) 5850000 руб.
Итого всего затрат по комплексу 61748667,4 руб.
Себестоимость угля по комплексу составит 176,42 руб/тн.
12.5. Прибыль и рентабельность производства
Проектная прибыль производства рассчитывается по формуле:
П = (Ц-С)V,руб., (12.9)
где Ц - цена 1т угля, руб.;
С - себестоимость 1 т угля, руб.
П = (250 - 176,42)2985000 = 25 753 000 руб.
Рентабельность производства рассчитывается по формуле:
,%, (12.10)
%.
Срок окупаемости капитальных вложений рассчитывается по формуле:
,лет, (12.11)
Эффективность капитальных вложений:
(12.12)
(руб/т).
Учитывая, что производственная мощность участка 2,6 млн.т будет достигнута в 2007 году и прибыль возрастет 62 160 000 руб, тогда
года.
12.6. Обоснование области применения технологии с перевалкой вскрыши
Граница зоны бестранспортной системы разработки определятся на основе равенства затрат на перемещение вскрыши от забоя до отвала с учетом коэффициента переэкскавации и стоимости транспортирования.
Себестоимость 1 м3 вскрыши Cd , перемещаемой в выработанное пространство экскаваторами-драглайнами, находится из выражения:
Сd=Cdb+Cdc+nCdp (12.13)
где Cdb – затраты на буровзрывные работы с перевалкой вскрыши, руб/м3; Cdc - на первичную экскавацию 1 м3 разрыхленной вскрыши, руб./м3; Cdp - однократную переэкскавацию 1 м3 вскрыши, руб./м3; n - число переэкскаваций 1 м3 вскрыши.
Сd=12,8+3,76+18,28=28,44 руб./м3
Аналогично рассчитывается себестоимость 1 м3 вскрыши Сt, перемещаемой в отвал (внутренний или внешний) с помощью транспортных средств:
(12.14)
где
-
затраты на буровзрывные работы с
использованием средств транспорта,
руб./м3;
-
на погрузку 1 м3
вскрыши в средства транспорта, руб/м3;
-
на транспортирование 1 м3
вскрыши от забоя до отвала, руб/м3;
-
на отвалообразование 1 м3
вскрыши, руб/м3.
Сt=5.27+4.46+6.75+1.89=44.24 (руб/м3)
Следовательно максимальный объем вскрыши, отрабатываемый с перевалкой, обеспечивается при Ct = Cd. Решая совместно два выражения, находим предельное значение коэффициента переэкскавации nmax, соответствующее границе зоны эффективного использования бестранспортной системы разработки:
(12.15)
При таком подходе nmах, по существу, равняется среднему числу переэкскаваций (nср), отнесенному на весь объем бестранспортной вскрыши.
Покажем, что мощность вскрыши, рекомендуемая для отработки перевалкой во внутренний отвал, является завышенной, так как при ее реализации не соблюдается критерий минимума затрат с учетом транспортной составляющей. Для этого воспользуемся аналогией с установлением глубины карьера при последовательной разработке месторождения открытым и подземным способами (с использования критерия равенства среднего коэффициента вскрыши), когда стоимость подземной и комбинированной разработки, совпадают и открытый способ обеспечивает только социальные преимущества. По этой причине расчет глубины карьеров, особенно при разработке угольных месторождений, производится на основе контурного (граничного) коэффициента вскрыши.
Чтобы
найти границу между зонами вскрышных
пород, отрабатываемых схемами с
перевалкой вскрыши и использованием
транспортных средств, обеспечив при
этом минимум затрат, необходимо
исключить из бестранспортной зоны ту
часть вскрыши, отработка которой с
учетом переэкскавации превосходит по
стоимости транспортную вскрышу. Для
этого намеченная к отработке с
перевалкой мощность вскрыши Hd
делится
на слои (
,
,...,
)
и
находятся коэффициенты переэкскавации
для каждого слоя (рисунок
3.5.1). Чем меньше мощность слоя, тем точнее
рассчитана граница перехода от одной
схемы к другой, т. е. границу между зонами
вычисляем не по среднему коэффициенту
переэкскавации nср,
а по слоевому nс.
Его
значение находится следующим образом.
Пусть для первого слоя вскрыши мощностью
коэффициент переэкскавации
,
а для двух смежных
(12.16)
м
При отработке первого слоя высотой общий объем переэкскавируемой вскрыши:
(12.17)
(м3/пог.м)
второго:
(12.18)
(м3/пог.м)
где А - ширина заходки, м
Приращение общего объема переэкскавируемой вскрыши с увеличением мощности слоя на величину ΔН:
(12.19)
(м3/пог.м)
Если
объем приращения переэкскавируемой
вскрыши ΔVp
разделить
на объем приращения мощности
отрабатываемого слоя в целике
,
то получим значение коэффициента
переэкскавации, относящегося к слою
приращения вскрыши ΔVс
(12.20)
Величину пс находим исходя из его средних значений с помощью графо-аналитического метода схем экскавации по каждой заходке. Данный метод, обеспечивая достаточно высокую точность, весьма трудоемок. Поэтому с целью упрощения решения задачи, для наиболее распространенных горно-геологических условий предлагается аналитический метод определения коэффициента переэкскавации. Зависимость пср от Hd, мощности пласта т и угла его залегания имеет вид:
(12.21)
где a,b,c – коэффициенты.
Рассчитываем выражения для пластов 76 и 73 с углом падения 8 градусов.
Пласт 76 m=4,0 м.
(12.22)
Пласт 73 m=5,0 м.
(12.23)
(м)
Построенные по эмпирическим формулам (12.22), (12.23) зависимости подтверждают возможности использования их для расчета параметров схем с перевалкой вскрыши с драглайнами типа ЭШ-10/70, ЭШ-15/90, ЭШ-20/90 (рисунок 12.1).
Для условий, показанных на рисунке 12.1, значения приведены в таблице 12.1. Мощность слоя принята 10 м. Максимальная мощность вскрышных пород, отрабатываемая с перевалкой, - 80 м. Из рисунка 12.1 видно, что рост nс опережает рост nср в 2-3 раза, что является основанием к уточнению общей мощности вскрыши, отрабатываемой с использованием бестранспортной схемы.
Р
исунок
12.1 Зависимость nср
от Нd
и mн
при =8°:
1 - mн
= 1м; 2 - mн
=4 м; 3 - mн
=5 м ( ---- эксперементальные данные,
результаты расчётов);
Таблица 12.1 Зависимость nc от мощности отрабатываемой вскрыши драглайнами типа ЭШ-10/70, ЭШ-15/90, ЭШ-20/90
Глубина отработки |
ncр |
Мощность и глубина выемки отрабатываемого слоя вскрыши, м |
nc |
||
m, м |
m, м |
||||
4 |
5 |
4 |
5 |
||
10 |
0,491 |
- |
- |
- |
- |
20 |
0,655 |
0,2 |
10(10-20) |
1,32 |
- |
30 |
0,873 |
0,63 |
10(20-30) |
1,96 |
2,78 |
40 |
1,145 |
0,96 |
10(30-40) |
2,78 |
2,94 |
50 |
1,471 |
1,29 |
10(40-50) |
3,74 |
3,6 |
60 |
|
1,60 |
10(50-60) |
- |
4,08 |
Чтобы найти границу перехода от бестранспортной схемы к транспортной, исходя из условия обеспечения минимума затрат при комбинированной системе разработки вскрышных пород, необходимо вычислить значения nmax и nс. Границей является часть слоя вскрышных пород, где эти коэффициенты равны.
Решить поставленную задачу с достаточной степенью точности при отличии сравниваемых технологических схем типом используемого оборудования можно только путем определения их эффективности с помощью методик, позволяющих находить следующие основные критерии: чистый дисконтированный доход, рентабельность капитальных вложений, внутреннюю ставку прибыли и срок окупаемости.
Однако,
учитывая громоздкость указанных
расчетов, идентичность горно-геологических
условий сравниваемых технологических
схем и цели проекта, возможно упростить
задачу и воспользоваться усредненными
стоимостными показателями «Ерунаковского
угольного разреза»:
=8,28
руб./м3
и
=3,76 руб./м3,
=44,24
руб./м3.
Тогда предельное значение ncp
=
1.5, мощность бестранспортной вскрыши,
- 50 м, а по слоевому коэффициенту - 40 м.
Сравним
оба способа отработки при А
=
30 м. Для первого случая с использованием
:
(12.24)
(руб/пог.м)
для
второго
:
(12.25)
(руб/пог.м)
где
,
- соответственно мощность бестранспортной
вскрыши при
и
,
м; Ht
- мощность транспортной вскрыши, м; Ct
-
стоимость транспортной вскрыши, руб/м3.
Стоимость 1 пог. м заходки (1600 м3 в объеме) во втором случае меньше на 11376 руб., что обеспечивает экономию порядка 18,2 млн руб. на 1 км отрабатываемого фронта.
