Вскрытие и подготовка рудных месторождений

подстанция- 780 780 116,7 50 388 50 388 Итого стоимость по околоствольным дворам: 87 791 87 791 5. Капитальный рудоспуск5.1.          Капитальный рудоспуск4 600 600 89,6 38 760 38 760 Итого стоимость по капитальному рудоспуску: 38 760 38 760 Итого стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных выработок:11 991 913 12 701 156Расчет капитальных затратТип затратВариант вскрытия12Стоимость зданий и сооружений, тыс. у.е.514514Затраты на сооружение башенного копра, тыс. у.е.458458Стоимость подвесной дороги, тыс. у.е.12501250Капитальные затраты на оборудование748,75748,75Стоимость горно-капитальных и горно-подготовительных выработок, тыс. у.е.11991,912701,2Итого капитальных затрат, тыс. у.е.:14882,6515671,954.1.3. Расчет годовых эксплуатационных затратСебестоимость подземной электровозной откатки одной тонны рудыв у.е.: (4.1)Годовые затраты в у.е. на транспортирование руды: при фланговом вскрытии:(4.2)на поверхности:,(4.3)где - дальность транспортирования руды на поверхности, км; - себестоимость подземного и поверхностного транспорта 1 т руды, у.е./т. Себестоимость транспортирования автосамосвалами на поверхности примем равной, Спов = 0,10 у.е./(ткм).Годовые затраты на транспортирование руды:при фланговом вскрытии:Для первого варианта при средней длине основного квершлага 0,350 км:Для второго варианта при средней длине основного квершлага 0,437 км:на поверхности (для обоих вариантов):Себестоимость в у.е. дробления тонны руды перед загрузкой на ленту или в скип: (4.4)Для обоих вариантов:Себестоимость в у.е. подъема скипами тонны руды по вертикальному стволу на 100 м по вертикали: (4.5)Для обоих вариантов:Себестоимость клетьевого подъемав у.е. за тонну по вертикальному стволу: (4.6)Затраты на проветривание:(4.7)где L –протяжённость вентиляционной струи от устья воздухоподающего до устья воздуховыдающего стволов, м;Нср - средняя глубина горных работ, м;k - коэффициент, зависящий от схемы проветривания (k = 1,08 для диагональной схемы, k = 2,16 - для фланговой и центральной схем). (4.8)где Нн - мощность наносов;Но - глубина оруденения, м.1-й вариант2-й вариантПриближенный расчетов затрат на текущий ремонт и поддержание стволов от стоимости проведения работсоставляет: Вертикальныестволы в размере 1 %,;Горизонтальные выработки – 0,66 %;Выработки околоствольных дворов – 0,3%.Для первого варианта вскрытия:Вертикальные стволы:Сверт = 0,01 · (2056412+1318615+666672) = 40417 у.е./год;Горизонтальные выработки:Сгорвыр = 0,0066 ·(2238907+9956475) = 80489,5 у.е./год.Выработки околоствольных дворов:Сок д = 0,003 · 87791 = 263 у.е./год;Для второго варианта вскрытия:Вертикальные:Сверт = 0,01 · (2056412+1318615+666672) = 40417 у.е./год;Горизонтальные выработки:Сгорвыр = 0,0066 ·(2948150+9956475) = 85170,5 у.е./год.Выработки околоствольных дворов:Сок д = 0,003 · 87791 = 263 у.е./год;Эксплуатационные затратыТип затратВариант вскрытия12Годовые затраты на транспортирование руды, у.е. в годГодовые затраты транспортирование руды на поверхности, у.е. в годСебестоимость подъема скипами тонны руды, у.е./годЗатраты на проветриваниеЗатраты на текущий ремонт и поддержание стволов, у.е./годИтого, у.е./год:4.2. Экономическое сравнение вариантов вскрытия по критерию срока окупаемости капитальных затратГодовая сумма выручки от реализации (Вt) рассчитывается как произведение ценности полезного ископаемого (Цп.и.) на годовую производительность подземного рудника по руде (Агод): (4.9)где Вt – выручка от реализации полезного ископаемого, у.е.; Цп.и - ценность полезного ископаемого, у.е./т.; Агод – производственная мощность рудника, млн. т/год.(4.10)гдес – содержание металла в балансовых запасах, %;R – коэффициент разубоживания руды, дол. ед.;ц – цена 1 т руды металла, у.е.; – коэффициент извлечения железа в концентрат, доли ед.; (0,85)К0 - коэффициент действительного дохода рудника от стоимости конечной продукции, приходящегося на вскрытие месторождения.-содержание железа в концентрате %;Выручка от реализации:Вt=2,65 2,8 106 =7,4 106у.е./годСумма амортизационных отчислений у.е. в год рассчитывается по зависимости:гдеКст, Ккв, Кокд, Кповзд- капитальные затраты соответственно на строительство шахт, квершлагов, околоствольных дворов, поверхностных зданий и сооружений, у.е.;Qп – количество добываемой руды подземным способом из месторождения, т.Для первого варианта:Для второго варианта:Дисконтированный приток денежных средств рассчитывается путем умножения полученного годового притока на коэффициент дисконтирования:, у.е./год,гдеЕ – норма дисконта (Е = 0,08), доли ед.;t – текущий год эксплуатации месторождения;Пt – приток денежных средств, у.е./год.Отток денежных средств складывается из капитальных затрат (Кt), эксплуатационных затрат (Эt), текущих затрат на добычу полезного ископаемого (Эt)Распределение капитальных затрат по годам производится исходя из календарного плана и сроков строительства.Годовые затраты на очистную выемку определяются исходя из себестоимости добычи и годовой производительности шахты:Эоч = 0,25Сдоб · Агод, ГдеС – себестоимость добычи полезного ископаемого, определяется из принятой системы разработки.Эоч = 0,256,0 · 2800000 = 4,2106 у.е./год.Расчет дисконтированного денежного оттока (Одt) производится аналогично расчету дисконтированного денежного притока:, у.е./год.Чистый дисконтированный денежный поток (ДПt) для каждого года эксплуатации месторождения определяется по формуле:ДПt = Пдt – Одt, у.е./год.Наименование показателяВариант вскрытия12Выручка от реализации продукции, у.е./год495 106495 106Сумма амортизационных отчислений, у.е./годСрок строительства, лет3,63,7Срок окупаемости, лет910Затраты на очистную выемку, у.е./годСумма капитальных затрат, у.е.Сумма эксплуатационных затрат, у.е.Количество добываемой руды из месторождения подземным способомВывод: оптимальным считается первый вариант вскрытия, т.к. его срок окупаемости составляет 7 лет, по второму варианту срок окупаемости составляет 8 лет.5. Список использованной литературы1. Вскрытие и подготовка рудных месторождений. Методические указания по составления курсового проекта для студентов спец. 0902. Составители: И.Т. Слащилин, М.Н. Цыгалов, В.Н. Калмыков. – Магнитогорск: МГМИ, 1991, 53 с.2. Панин И.М., Ковалёв И.А. Задачник по подземной разработке рудных месторождений. Учеб.пособие для вузов. – М.: Недра, 1984, 181 с.3. Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. М.: Недра, 1983, 424 с.4. Зурабишвили И. И., Микадзе Л.Б. Оптимизация вскрытия и подготовки пологих рудных месторождений. – М.: Недра, 1983, 184 с.