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 С_д.п =160,02 грн/т, питомі капітальні витрати на 1 т руди, видобутої підземним способом k_п.п =26,58 грн/т; питомі приведені витрати на 1 т видобутої та збагаченої руди В_пр =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

С_д.в =0,3*160,02=48,01 грн/т;

питомі капітальні витрати на 1 т руди, видобутої відкритим способом

k_п.в =0,64*26,58=17,01 грн/т;

собівартість 1 м³ розкриву:

С_р =0,4*48,01=19,20 грн/т;

питомі капітальні витрати на розкривні роботи:

k_п.р =0,4*17,01=6,80 грн/м³.

Висоту уступу приймаємо h_у =20 м.

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

Результати розрахунків глибини кар’єра Н_к та відповідного їй контурного коефіцієнта розкриття k_к 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 k_д =1,32 м³/т. Тоді контурний коефіцієнт розкриття для першого уступу з урахуванням додаткового становитиме k_к1 =0,21+1,32=1,53 м³/т.

За результатами розрахунків побудуємо залежність контурного коефіцієнта розкриття k_к від глибини кар’єру Н_к (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, Б_о =22,773 млн т, запаси руди для відроблення підземним способом складають Б_п =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) А_о; б) визначення потужності шахти за гірничими можливостями А_г; в) встановлення проектної потужності А_пр і строку існування шахти (рудника) T_р.

Тривалість виконання роботи — 7 год.

Порядок виконання роботи

2.1. Визначення економічно доцільної (оптимальної) річної потужності А_о. 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 Ц_д, Ц_б – оптова ціна відповідно 1 т видобутої руди і балансових запасів, грн/т. Ц_б =1,23* Ц_д; В_пр – приведені питомі витрати на видобуток 1 т руди підземним способом, грн/т; k_в – коефіцієнт втрат корисної копалини, част. од.; k_з – 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∙ Б_п ^0,77, млн. т,

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

3.2. Підраховують можливі межі зміни річної потужності: мінімальну А_min =0,5∙ А’_о та максимальну А_max =1,5∙ А’_о, тобто

А_min £ A_i £ А_max

У вказаних межах вибирають 11 значень річної потужності, починаючи з А₁ = А_min, 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 k_п = t_k∙A_i ^{- Θ} , що набуває вигляду:

а) для рудників чорної металургії

k_п = 37,10∙ А_і ^-0,1e, грн/т;

б) для рудників кольорової металургії

k_п = 41,69∙ А_і ^-0,1π, грн/т;

де t_k, Θ – емпіричні коефіцієнти

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

Е_н ∙ k_п = 0,1 k_п, грн/т.

3.5. Визначають загальну суму капітальних витрат

К = k_п∙А_і, млн грн

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

k_б = К / Б_п, грн/т.

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

, грн/т

де С_д.з – сумарні експлуатаційні витрати на видобуток C’_д, транспорт С_т та збагачення С_з 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: В_пр = f (А_і); k_е.пр = f (А_і).

3.10. За мінімальним значенням В_пр і максимальним значенням k_е.пр визна­чають економічно доцільну оптимальну річну потужність А_о шахти (рудника).