Повышение эффективности разработки Коробковского месторождения. Часть 3

Страницы: 1 2 3

Варианты отработки МКЦ.

Применяют следующие системы разработки: горизонтальные слои с закладкой, наклонные слои с закладкой, выемка слоев в нисходящем порядке с закладкой, однослойная выемка с закладкой, камерная система разработки с последующей закладкой.

Система разработки горизонтальными слоями с закладкой наиболее часто применяется при высокой ценности, возгораемости руды или при наличии над рудным телом зданий, сооружений, водоемов и т.п.

Отработка ведется горизонтальными или слабонаклонными (10-15°) слоями высотой 2-3 м в направлении снизу вверх. Каждый слой после выемки закладывают и с поверхности закладки отрабатывают следующий слой. Закладка может быть сухой, гидравлической или твердеющей.

Система разработки наклонными слоями с закладкой применяется при угле

падения не менее 60-70° и правильных контурах залежи.

Отличается наклонным положением слоев для самотечного перемещения руды и закладочного материала.

Выемка слоев в нисходящем порядке предназначена для выемки неустойчивых ценных руд, особенно при высокой возгораемости руд или при необходимости поддержания земной поверхности.

Отработку производят слоями сверху вниз. Ширина и высота слоя 3-3,5 м. По мере выемки слоя его заполняют твердеющей закладкой. Закладочный массив служит искусственной кровлей для следующего, нижележащего слоя.

Однослойная выемка с закладкой применяется для отработки пологих рудных залежей мощностью до 9 м в сложных горно-геологических условиях.

Залежь разделяют на панели. размеры которых принимают из условия применения самоходного оборудования. Панели отрабатывают заходками шириной до 10 м. Выработанное пространство закладывают на всю высоту, оставляя свободным рабочее пространство у забоя.

Камерные системы разработки делят на варианты по способу доставки руды в пределах камеры: с механизированной доставкой руды, с доставкой руды силой взрыва, с самотечной доставкой руды.

При механизированной доставке руды выпуск и доставка в пределах блока или панели осуществляется с помощью механических средств (самоходного оборудования, различных питателей, вибродоставочных и скреперных установок). В отечественной практике варианты камерной системы разработки с механизированной доставкой называются камерно-столбовыми системами.

Камерно-столбовая система с выемкой руды уступами предназначена для отработки мощных пологих залежей с устойчивыми рудами и породами. порядок отработки камер стадийный. В первую очередь извлекают руды первичных камер, разделенных одним или двумя междукамерными целиками такой же ширины. Высота камер, равная мощности месторождения, составляет 3-15 м. Длина камер 60-100 м. Камеры второй и последующих очередей отрабатывают после затвердевания закладочного материала.

Камерно-столбовая система с верхней подсечкой предназначена для

разработки мощных пологих и слабонаклонных залежей с устойчивыми рудами и средней устойчивости породами кровли. Панель  делят на камеры и междукамерные целики шириной 8-15 м. В нижней части камеры проводят отрезной восстающий, из которого по контакту с кровлей разрезную выработку до соединения с верхним штреком, а из нее разделывают отрезную щель. Закладку подают с верхнего штрека. Наклон камеры обеспечивает сплошное заполнение камеры под кровлю. Междукамерные целики отрабатывают аналогичным способом.

Камерно-столбовая система с двумя доставочными штреками применяется по ПО “Севуралбокситруда”. Наклонные залежи мощностью 10-12 м делят на подэтажи. Длина камер 20-40 м. Ширина камер и междукамерных целиков 5-8 м. Первоначально отрабатывают камеры первой очереди через один целик. Затем с верхнего штрека заполняют твердеющей закладкой камеры и доставочный штрек.  После затвердевания искусственного массива проводят новый доставочных штрек по контакту  с первым и сбойки к междукамерным

целикам. Затем приступают к отработке междукамерных целиков.

Камерно-столбовая система с расположением камер по простиранию (ПО “Севуралбокситруда” и комбинат “Ачполиметалл”). Блок делят по высоте на камеры длиной 50-70 м и целики. Камеры первой очереди отрабатывают из восстающего, проведенного в середине блока с наклоном под углом 10-15°. Закладочный раствор подают по трубопроводу из вентиляционного штрека. Ширина камер 5-6 м, высота равна вертикальной мощности.

Камерно-столбовая система с закладкой и выпуском руды на полевые штреки:

месторождение делят на панели, панель по длине разбивают на камеры первой и второй очереди. Первичные камеры  отрабатывают с боковым выпуском, при этом погрузочно-доставочные выработки размещают в днищах смежных камер, а отбойку ведут из буровых штреков. При отработке вторичных камер погрузочные заезды не проводят, а отбойку и выпуск руды осуществляют из торца буродоставочных выработок. После отработки камер приступают к выемке панельных целиков. Ширина панели 120-150 м, ширина камер 15-16 м, высота 18-30 м. Система применяется на  шахтах Джезказганского ГМК.

Камерная система со сплошной выемкой и твердеющей закладкой применяется на рудниках “Октябрьский” и “Комсомольский” Норильского ГМК. Штреки проводят на уровне верхней и нежней подсечек. Выемочные ленты в панели делят на 3-4 камеры длиной 30-40 м, шириной 8 м и высотой, равной мощности рудного тела. В камерах руду отбивают вертикальными слоями, отбитая руда доставляется по нижней подсечке до рудоспусков.

Камерная система разработки с доставкой руды силой взрыва применяется на

руднике “Глубокий” Ачисайского полиметаллического комбината. Залежь с углом наклона 30-35° делят на блоки, которые разбивают по простиранию камеры первой и второй очереди шириной 11-12 м. Обуривание проводят из бурового восстающего, заглубленного на 0,4-0,5 м в породы лежачего бока. Перед подачей закладочного материала камеры зачищают скреперными установками, гидросмывом, самоходным бульдозером и изолируют от окружающих выработок перемычками.

При самотечной доставке блок или панель подготавливают комплексом выработок, которые позволяют доставлять руду к месту погрузки под действием силы тяжести (заезды, дучки, торцы выработок).

Подэтажно-камерная система применяется при отработке руд средней устойчивости наклонных крутых залежей. При самоходном оборудовании рудное тело по простиранию делят на блоки длиной 40-60 м. Блоки по высоте разделяют на 2-3 подэтажа, по простиранию на камеры шириной 9-12 м, а по мощности могут быть разбиты на панели. Каждый подэтаж оборудуют выпускным горизонтом с погрузочными заездами.

Подэтажно-камерная система с выемкой подэтажей сверху вниз (Абаканский рудник). Ширина камер 13 м, высота 40-60 м, длина 40 м. Камеры в блоках отрабатывают последовательно через одну. В блоке 8 камер.

Подэтажно-камерную систему с искусственным основанием камеры применяют при отработке месторождений с породами средней устойчивости.

Этаж  высотой 60 м делят на камеры, ориентированные вкрест простирания, и междукамерные целики. Камеры по высоте делят на две части. Сначала

отрабатывают нижнюю часть камеры. Орт скреперования отшивают досками, а остальное пространство заполняют твердеющей закладкой,  оставляя под кровлей зазор высотой 1,2 м. В затвердевшем искусственном массиве проводят выпускные воронки, затем от отрезного восстающего образуют взрывным методом отрезную щель. Отбитую руду скрепером перемещают к погрузочной камере. После отработки нижнюю камеру заполняют

твердеющей закладкой, оставляя  под кровлей свободный слой высотой 6 м, в

котором  вновь отшивают орт скреперования, затем оборудуют новое искусственное основание для верхней камеры.

Камерные системы с этажной и подэтажной отбойкой применяются при отработке мощных крутых и пологих залежей, представленных устойчивыми рудами и породами. Месторождения делят на этажи, панели (блоки) и междублоковые целики. Высота этажа около 60 м. Ширина панели равна длине камеры, обычно 60 м по условию скреперной доставки. Ширина междублоковых целиков 15-20 м. Панель (блок) делят на камеры первой и второй очереди. Ширина камеры зависит от устойчивости рудного и искусственного массивов и составляет 10-15 м. Действующие камеры разделяют двумя рудными или искусственными целиками.

Камерная система разработки подэтажными штреками с комбинированной закладкой (рудники Иртышского полиметаллического комбината). Этаж высотой 60 м делят по простиранию на камеры первой очереди длиной 10-20  м и второй очереди длиной 30 м. Камеры первой очереди заполняют твердеющей закладкой. При отработке вторичных камер отбойку, доставку и выпуск руды выполняют как при обычной  системе подэтажных штреков, искусственный массив высотой 7-8 м возводят только в основании камеры, а оставшееся пространство заполняют сыпучим материалом. Межэтажный целик отрабатывают совместно с основными запасами.

Этажно-камерная система с торцевым выпуском руды применяется на подземном руднике Гайского ГОКа.  Для подготовки камеры проводят буровые и буродоставочные орты и отрезной восстающий.  Отбойку руды осуществляют скважинами диаметром 65 м.  По окончании отбойки и выпуска основных камерных запасов на надортовом целике оставляют навал руды, объем которого около 30% запасов камеры. Окончательный выпуск руды осуществляют постепенным погашением надортового целика.

В данной работе рассматривается применение твердеющей закладки при этажно-камерной системе разработки в условиях рудника им.Губкина. Применяемая система отличается низкой степенью извлечения запасов этажа. Более 60%  запасов остается в поддерживающих целиках. Для снижения потерь предлагается применять закладку выработанного пространства, отрабатывать междукамерные и панельные целики. Использование систем с закладкой позволяет также уменьшить площади, отводимые под хвостохранилища, отвалы, за счет складирования их в подземные камеры.

К настоящему времени объем  пустот  на  шахте  им. Губкина превышает 20 × 10⁶ м³.  На поверхности железистые кварциты подвергаются обогащению, а отходы производства (хвосты) укладывают в хвостохранилище, занимающее большую площадь земельного участка в районе “Грачев лог”. Ежегодное приращение объема хвостохранилища требует дополнительных капитальных и эксплуатационных затрат, а также увеличения отводимых под хвостохранилища площадей.

В совокупности со снижением потерь руды в целиках, использование камер для подземного складирования хвостов предопределяет целесообразность и экономическую эффективность применения камерной системы с закладкой на шахте им. Губкина, создает благоприятные предпосылки для освоения поточно-цикличной безотходной технологии производства металлургического сырья.

На основе аналитических исследований, выполненных для условий шахты им. Губкина, выявлено, что остается необходимость оставления части рудных опорных целиков, так как массив закладки, вследствие усадочных свойств материала закладки (5-10%), не обеспечивает подпора предохранительной потолочины. Степень оставления рудных целиков зависит от высоты этажа мощности налегающей толщи и мощности предохранительной потолочины. В условиях КМА необходимо оставлять опорные рудные целики в пределах от 4 до 17%  площади подработки.

Для оценки пригодности хвостов обогащения фабрики №2 комбината “КМАруда” в качестве материала для закладки проведены исследования ситового состава, водно-физических характеристик этих хвостов, которые показали, что хвосты фабрики №2  представляют тонкоизмельченный материал с преобладающим содержанием фракции 0,074 мм, вполнепригодный для закладки. Были установлены следующие водно-физические характеристики: плотность — 2,1 г/см³; водоотдача (относительная) — 72%; коэффициент пористости — 0,65-0,71; скорость фильтрации — 48-51 мм/ч; усадка — 4,5%; количество шлама в осветленной воде — 450-500 мг/л.

Исследования показали, что хвосты обогащения могут быть использованы для закладки, при этом выявлены небольшая усадка и хорошая водоотдача. Это дало основание при проектировании закладочных работ рекомендовать отводить осветленную воду  не за счет фильтрации через уложенный массив. а из накапливаемого на поверхность закладочного массива прудка через систему специальных скважин.

Перспективность применения системы разработки с закладкой выработанного пространства  при добыче железистых кварцитов подземным способом подтверждается результатами проектных проработок, выполненных Центрогипрорудой для условий Коробковского месторождения КМА:

вариант 1 — отработка всех залежей месторождения этажно-камерной системой с параметрами очистных работ, принятыми в настоящее время на шахте им. Губкина в этаже — 65 ¸125 м;

вариант 2 — отработка запасов в этаже 65 ¸125 м  этажно-камерной системой существующих параметров с выемкой междукамерных и междупанельных целиков и закладкой выработанного пространства на флангах северо-

-восточного участка Главной залежи, на Стретенской и Восточной залежах,  на всех остальных участках — без выемки целиков и закладки очистного

пространства.

Применение системы разработки горизонтальными слоями с твердеющей закладкой при отработке МКЦ ( вторичные камеры).

Горизонтальные слои  с твердеющей закладкой применяем при отработке МКЦ.

Выемку руды в блоке осуществляют горизонтальными слоями снизу вверх с использованием шпуровой отбойки. После выемки каждого слоя

выработанное пространство заполняют на высоту одного слоя с закладкой, которое является помостом для людей и оборудования, работающих в забое. Выемку руды в слое ведут заходками шириной 6-12 м.

Условия применения этой системы следующие: устойчивость руд не ниже средней, так как работы осуществляют под рудным массивом; наличие необходимости сохранения поверхности или обеспечения наиболее полного извлечения руды.

Применение системы с закладкой связано со значительными затратами, поэтому ее используют из-за необходимости сохранения поверхности.

При использовании самоходного оборудования в породах лежачего бока проводят наклонный съезд, из которого делают засечки в сторону каждого будущего слоя.

Рудоспуски и некоторые восстающие стремятся выкладывать в закладки из секции железобетонных и металлических труб, что сопровождается снижением затрат.

Очистную выемку ведут в каждом слое в две стадии. На первой стадии отбивают руду шпурами и доставляют ее по поверхности закладки к рудоспуску.

На второй стадии закладывают выработанное пространство, руду в это время из блока не вынимают.

Руду отбивают горизонтальными шпурами, которые бурят бурильными установками.

Руды отбивают горизонтальными шпурами, так как кровля при этом

оформляется ровнее и в ней образуется меньше заколов.

Закладку подают по трубам, проложенным по восстающим или скважинам, пробуренным с закладочного горизонта в очистное пространство.

Для формирования закладочного массива в проекте предполагается применить следующий состав (на 1  закладки): хвосты обогащения всех фракций обезвоженные —  1400 кг, доменный шлак — 700 кг, портландцемент М400 — 50 кг.

Закладочная смесь приготавливается на поверхности, подается в шахту по двум трубопроводам в специальную распределительную камеру и далее разводится по трубопроводам к месту работ.

Сравнение технико-экономических показателей по рассмотренным вариантам показывает, что применение при отработке Коробковского месторождения системы с закладкой позволяет существенно снизить потери полезного ископаемого в недрах и затраты на складирование хвостов обогащения на поверхности, увеличить срок существования шахты.

Экономическое обоснование применения системы разработки горизонтальные слои с закладкой для отработки МКЦ.

Удельный доход:

d = kд [Ц*В — Енк– (сдоб + ст + сп)], руб/т.

Где, kд  — выход рудной массы при добыче в долях ед. :

kд  =

где п, р – потери и разубоживание руды; п = 0.05 , р = 0.1;

Ц – ценность конечного продукта, полученного из 1 т. рудной массы, руб.;

Ц = 5000 руб.;

В – выход конечного продукта из рудной массы в долях ед. ;

Енк – недополученная прибыль на других предприятиях отрасли, руб/т. = 0.9;

Сдоб – себестоимость добычи рудной массы, руб/т.  = 1400 руб. ;

Ст – себестоимость поверхностного транспорта руб/т. = 20 руб;

Сп – себестоимость переработки 1 т. рудной массы руб/т. = 600 руб. ;

Выход товарного продукта из рудной массы:

В =  * n ;

Где, Аруд; Ак – содержание металла в руде и в конечном продукте;

n – извлечение металла при переработке;

 

d =  [ 5000 *  * 0.9 – (1400 + 600 + 20) ] = 1.05 [ 5000 * 0.45 – 2020] = 241,5 руб/т.

Определение нормативной прочности твердеющей закладки.

Н = 270 м; m = 1500 м; g₁ = 30 кН/м³; g₂ = 20 кН/м³; h₂ = 55 м; a = 85°; a = 20 м.

В качестве нормативной принимают максимальную из двух величин прочности закладки, рассчитанных для стадий отработки камер s_сж1 и рудных целиков между заложенными камерами  s_сж2.

s_сж1 = [n / 1000 (k_ф — k_д)] (k_ag₁ H₁ S/s + g₂ h2)

n = 1,5 ¸ 2 — коэффициент запаса прочности;

k_ф —  коэффициент  формы  целика  ( k_ф = Öa/h при a ³ h и k_ф = 0,6 + 0,4 a/h при

a < h)

a и h — соответственно поперечный размер и высота искусственного целика. м;

k_д —  коэффициент, учитывающий длительную прочность искусственного целика (k_ф = 0,5 ¸ 0,7, если  искусственные опоры работают при незаложенных камерах или k_д = 1 при кратковременном нагружении искусственных опор);

k_a —  коэффициент, учитывающий угол падения залежи a;

g₁ — удельный вес пород пригружающей толщи, кН/м²;

Н₁ —  высота толщи, пригружающей искусственную опору, м;

S — площадь кровли, приходящейся на искусственную опору, м²;

s — площадь поперечного сечения искусственного целика, м²;

g₂ — удельный вес закладки, кН/м³;

h₂ —  высота обнажаемой части закладочного массива, м;

k_ф = 0,6 + 0,4 a/h = 0,6 + 0,4 × 20/55 = 0,75

k_д = 0,7

k_a = cos² a + n × sin² a = 0,3

s = a² = 400 м²

S = (a + A²) = (20 + 30)² = 2500 м

H₁ = 50 м

s_сж1 = [1,5 / 1000(0,75 × 0,7)] (0,3 × 30 × 50 × 2500/400 + 20 × 55) = 7,82 мПа

s_сж2 = [n / 1000 (k_ф Н_д)]( k_a k_н g₁ H L/a + g₂ h₂)

k_н —  коэффициент, учитывающий какая часть веса столба пород нагружает

81

искусственный массив;

Н — глубина залегания от поверхности , м;

L — ширина панели (блока), м;

k_н =  0,5 L (H = 0,5 × 52,9) 270 = 0,097

s_сж2 = [1,5 /1000 (0,75 × 0,7)] (0,3 × 0,097 × 30 × 270 × 52,5/20 + 20 × 55) = 3,4 мПа

Принимает s_сж3 = 2,45 мПа.

Принимаем нормативную прочность закладки s_сж = 7,82 мПа.

Расчет состава и объемов твердеющей закладки

R₉₀ = 368 мПа; H = 270 м; R_ц = 9,81 мПа,

крупный заполнитель — гравий с крупностью кусков до 40 мм; мелкий заполнитель — песок с Мк = 2; р = 3000 тыс.т/год; максимальная требуемая длина горизонтального участка закладочного трубопровода 700 м.

Водовяжущее отношение для пластичных смесей:

В/Ц = АR_ц/(R_б + 0,5 Ar_ц)

А — коэффициент, учитывающий влияние характеристик заполнителей на прочность смеси;

R_ц — активность (марка) цемента, мПа;

R_б— прочность смеси по истечении 28 суток. мПа.

R_б= R₉₀ × ln28/ln90 = 2,75 мПа.

А = 0,39

В = 210 л/м³

В/Ц = 0,39 × 9,81/(2,75 + 0,5 × 0,39 × 9,81) = 0,83

82

Расход цемента на 1 м³ бетона:

Ц = В/(В/Ц) = 210 / 0,83 = 250 л/м³.

Расход крупного заполнителя:

К = 1000 / (V_пк × r_к / r_к + 1/r_зк)

V_пк —  пустотность  крупного  заполнителя  в  стандартном  состоянии

(V_пк = 0,35 ¸0,4)

r_к —  коэффициент раздвижки зерен крупного заполнителя мелким запо­лни­те­лем;

r_к = 1,5 ¸1,8 — плотность крупного заполнителя, кг/л;

r_зк = 2,5 ¸ 2,7 — плотность зерен крупного заполнителя, кг/л;

К= 1000/(0,4 × 1,55/1,55 + 1/2,5) = 1250 л/м³.

Расход мелкого заполнителя (песка):

П = [1000 — (Ц/r_ц + В + К/r_зк )] r_зп

r_ц =  3,1 кг/л — плотность зерен цемента;

r_зп = 2,5 ¸2,8 кг/л — плотность зерен песка.

П = [1000 — (250/3,1 + 210 + 1250/2,5)] × 2,5 = 523 л/м³.

Выход закладочной смеси:

b = 1000/Ц + К + П) = 1000/(250 + 1250 + 523) » 0,5

Общий расход составляющих на 1 м³ закладки:

Ц¢ = Цr_ц

r_ц  —  плотность цемента, кг/л

Ц¢= 250 × 1,2 = 300 кг/м³

83

П¢ = П × r_п = 523 ×1,5 = 775 кг/м³

К¢ = К × r_к  = 1250 × 1,55 = 1900 кг/м³

Годовая производительность закладочного комплекса:

Q_п = Р × К_нд × К_у/r_р.

Р — годовая производительность рудника, т;

К_нд = 1,25 ¸ 1,3 — коэффициент неравномерности добычи;

r_р — плотность руды, т/м³;

К_у = 1,01 ¸ 1,02 — коэффициент усадки для твердеющей закладки;

Q_п = 3000 × 1,25 × 1,02/3 = 1275 тыс.м³/год.

Часовая производительность закладочного комплекса

Q_пч = Q_п /[п_д : п_см (Р_см — Р_пз) k_п]

п_д, п_см — соответственно число рабочих дней в году и смен в сутки при производстве закладочных работ;

Р_см  — продолжительность смены, ч.;

Р_{пз —} время на подготовительно-заключительные операции;

k_п =  0,85 ¸  0,9 — коэффициент технологических простоев;

Q_пч = 1275 / [365 × 3 × 7 × 0,87] = 191 м³/ч.

Расчет доставки закладочного материала по трубопроводу.

Диаметр трубопровода определяется по формуле:

d = 18,6 Ö Q_пч /V_п

V_п = 0,5 ¸ 0,7 м/с — скорость движения пульпы в трубопроводе.

d — 18,6 × Ö191/96 » 330 мм.

Максимальная протяженность горизонтального участка самотечного тран­

спортирования закладки:

L_c = k_зп Н(100 r_пп / Dr — 1) — h — åh_экв .

k_зп  » 0,7 ¸ 0,8 — коэффициент заполнения закладкой вертикального става трубопровода;

Н — высота вертикального става, м;

r_пп —  плотность пульпы, т/м³;

r_т — плотность закладочного материала в целике;

D r » 100 rПа — удельное сопротивление 1 м трубопровода;

h » 2 м — остаточный напор на выходе струи из трубопровода;

å L_экв. —  суммарные потери напора в коленах и закруглениях

å L_экв. = п₁ l₁ + п₂  l₂

п₁, п₂ —  число колен с углом поворота соответственно 90° и 45°.

l₁,  l₂ —  эквивалентная длина поворота соответственно  90° и 45°.

r_тп = (В + Ц + К¢ + П¢) / 1000 = (210 + 250 + 1900 + 775) / 1000 = 3,2 т/м³.

L_c = 0,7 × 270 (100 × 3,2/100 -1) — 2 — (3 × 20 + 2 × 10) » 334 м.

Поскольку L_c < 700 м, требуется дополнительно участок превмотран­спор­ти­ро­вания закладки.

Максимальная протяженность пневмотранспортирования:

L_п = 3600 d² r_cж V_п / (1,276 k₃ Dr_п Q_пч)

d — диаметр трубопровода на участке пневмотранспортирования, м;

r_cж —  давление сжатого воздуха, rПа;

85

V_п —  скорость пневмотранспортирования, м/с;

k₃ = 1,3 ¸ 1,4 — коэффициент запаса;

Dr_п — удельное сопротивление 1 м трубопровода, r Па;

L_п = 3600 × 0,33² × 4900 × 2 / (1,276 × 1,3 × 32,4 × 191) = 374 м.

Максимальная протяженность горизонтального участка трубопровода:

L_max = L_c + L_п = 334 + 374 = 708 м.

 

З А К Л Ю Ч Е Н И Е

Анализ системы разработки Коробковского месторождения  показал, что  при отработке этажно-камерной системой размеры целиков завышены. Это приводит к большим потерям руды. Для снижения потерь предлагается применить двух стадийную систему разработки с закладкой первичных камер твердеющей закладкой и отработки МКЦ. Применение систем разработки с закладкой позволит обеспечить более полное извлечение полезного ископаемого, а следовательно увеличит срок службы рудника.

В специальной части дипломной работы был проведен расчет состава и объемов твердеющей закладки и доставки закладочного материала.

Э К О Н О М И Ч Е С К А Я Ч А С Т Ь

Себестоимость добычи руды определяется на горном предприятии в виде соответствующей калькуляции. Стоимость добычи 1 тонны железной руды на шахте им. Губкина  составляет 6 у.е.

Структура себестоимости добычи руды по элементам затрат (в % к производственной себестоимости) включает следующие позиции:

1) Заработная плата  с отчислениями в страховой фонд (40%) —  1.2 у.е.

2) Материалы и топливо (10%) — 0,3 у.е.

3) Электроэнергия (5%) – 0,15 у.е.

4) Амортизационные отчисления (15%) – 0,45 у.е

5) Прочие денежные расходы (20%) – 0,6 у.е.

6) Производственная себестоимость (100%) — 3 у.е.

7) Внепроизводственная себестоимость (10% ) —0,3у.е.

8) Полная себестоимость (110%) – 3,3 у.е.

Прибыль от реализации товарной руды определяется на 1 товарной руды разностью между ценой и полной себестоимостью реализуемой продукции:

Пр=Ц-(Сд+Стр+Соб), у.е./т

Где:   Пр- прибыль на единицу продукции;

Ц- цена товарной продукции, извлекаемой из 1т руды, 6 у.е./т;

Сд- себестоимость добычи руды., 3,3 у.е./т

Стр- себестоимость транспортировки  руды  до  обогатительной   фабрики, 0,825 у.е./т

Соб- себестоимость обогащения 1т добытой руды, 0.825 у.е.;

Пр=6-(3,3+ 0,825 + 0,825) = 2,7 у.е./т

Годовая прибыль от реализации товарной продукции за счет переработанной руды, добытой рудником за год:

Пр г = Пр • Агод , у.е.

Где: Агод — годовая производственная мощность рудника, тыс.т/год

А = V×k₁×k₂× k₂× k₂×S×λ×K_и

Где:   V — среднее годовое понижение уровня выемки; м

S —  горизонтальная мощность залежи; тыс. м³

λ — объемная масса; т/ м²

К_и — коэффициент извлечения из недр (0,5)

k₁ — поправочный коэффициент в зависимости от угла падения (1,2)

k₂ — поправочный коэффициент в зависимости от мощности рудного тела (0,5)

k₃   —   поправочный   коэффициент   в   зависимости   от   применяемой системы разработки (0,85)

k₄ — поправочный коэффициент в зависимости от количества этажей

в одновременной отработке (1)

А =  15×1,2×0,5×0,85×1×99800,39×3,6×0,5 = 3000 тыс.т.

Прг.= 2,7×3000= 8100000 у.е.

Инвестиции в строительство подземного рудника зависят от многих факторов. К числу основных из них относятся : степень сложности горно-геологических условий (глубина залегания месторождения, физико-механические свойства руд, налегающих и вмещающих пород, гидрогеологические характеристики, морфология и вещественный состав рудных тел, наличие газоносности и др.), экономико-географическое положение объекта (удаленность, высокогорность, климат, степень развития инфраструктуры, наличие строительных материалов и строительных предприятий).

Упрощенный подход к определению инвестиций заключается в следующем: по мировому и отечественному опыту проектирования и строительства горнодобывающих предприятий известны усредненные данные об удельных капитальных вложениях на 1т годовой производственной мощности рудника.

К_уд.— у.е./т годовой производительности.

Эта    величина    изменяется    в    широком    диапазоне    в зависимости от вышеперечисленных факторов от 20 до 1 20 у.е./т

При этом следует учитывать, величина удельных капитальных вложений, в

90

свою очередь, зависит и от размеров годовой производственной мощности.

Чем больше годовая производственная мощность, тем меньше удельные капитальные вложения

Инвестиции в строительство рудника определяются из выражения:

К = К_уд×Агод, у.е.

Где:  К_уд = 40у.е.

К = 40×3000000 = 120000000у.е.

Чистый дисконтируемый доход (ЧДД) — интегральный эффект, определяется как сумма текущих эффектов за весь расчетный период, приведенная к начальному шагу.

ЧДД = Σ(Rt – Зt)×1/(1+Е)^t

Где  βt = 1/(1+Е) — коэффициент дисконтирования = 0,39

Rt  =  46560 тыс. × 10 = 4,656 × 10⁸ (результат)

Зt — 3,5 × 3000000 ×10 =  10500000 затраты)

t — период времени

Е — норма дисконта  = 10%

ЧДД = 4,551×10⁸

Индекс доходности:

ИД = 1/К× Σ(Rt – Зt) ×1/ βt  = 9,7

Срок окупаемости рудника определится из выражения

91

Производительность труда рабочего:

—    по системе   50т’/смену

—  по руднику 23 т/смену Количество трудящихся по руднику:

—    списочное 890 чел.

—    явочное     690 чел.
Эксплуатационные потери: 60%
Разубоживание руды: 6%

Капитальные затраты на строительство закладочного комплекса:

Затраты на строительство закладочного комплекса –600000 у.е.

Затраты на устройство трубопровода – 10 у.е/м х 700 м =  7000 у.е.

Затраты на монтаж трубопровода 10 у.е./м х 7000 м = 7000 у.е.

Итого по капитальным затратам 614000 у.е.

ФЗП работников закладочного комплекса – 39600 у.е ./год

Таким образом за счет более полного извлечения полезного ископаемого из нелр мы увеличиваем срок службы рудника в 2 раза. Однако, так как рассчитываемый срок службы рудника составит более 200 лет, нам представляется нецелесообразным расчет ЧДД. Наиболее важным нам представляется то, что мы повысили полноту извлечения недр, что является наиболее важным с точки зрения геоэкологии.

Список литературы

1) Материалы производственной практики на руднике им. Губкина.

2) В.Р. Именитов »Процессы подземных горных работ  »Москва, »Недра», 1984 г.

3) Г.М. Бабаянц и др. »Подземная разработка железистых кварцитов » Москва, »Недра», 1988 г.

4) Г.Г. Ломоносов, Д.Р. Каплунов »Технологические схемы рудников». Москва, МГГУ 1988 г.

5) Д.Р. Каплунов и др. »Комплексное освоение рудных месторождений».

Москва, ИПКОН РАН 1988 г.

6) А.О.Баранов “Расчеты параметров технологических процессов подземной    добычи руд”. Москва, “Недра” 1985 г.

7) Бронников Д.М., Цыгалов М.Н. “Закладочные работы в шахтах

Страницы: 1 2 3