2.2 Примеры

2.2.1 Пример 1. Определить место заложения основного ствола по простирана рудной залежи. Высота этажа 60 м; плотность руды γ =3,5 т/м³; длина рудного тела по простиранию L_р=750 м. Планы рудной залежи по горизонтам показаны на рисунке 2.7.

– — площадь балансовых запасов; 2—18— маркшейдерские оси

Рисунок 2.7 – Схема расположения рудных площадей по горизонтам

2.2.2 Решение.

1) Место заложения ствола определяем из условий (2.2) и (2.4).

2) Общая расчетная рудная площадь ΣS =141210 м², ΣS/2=70605 м².

3) График увеличения рудных площадей по простиранию залежи показан на рисунке 2.8. Половина рудной площади приходится на участок 8— 9. Принимав погрешность в подсчете рудной площади равной 10%. Тогда Δ(ΣS /2)= 0,1·70605=7060 м².

2 – 19 — маркшейдерские оси

Рисунок 2.8 – График к определению области оптимального расположения основной ствола без учета транспортирования полезного ископаемого на поверхности

По графику (рисунок 2.8) область оптимального расположения ствола по простиранию равняется 60 м. Соответственно размеры крыльев шахтного поля составят: левого от 250 до 310 м, правого от 440 до 500 м.

2.2.3 Пример 2. Как изменится определенное в предыдущем причере положение основного ствола, если учесть затраты на транспортирование рудной массы на поверхности до металлургического завода, расположенного справа (по простиранию залежи) от рудника. Затраты на поверхностное транспортирование составляют 70% затрат на подземное транспортирование (С/С_э=0,7).

2.2.4 Решение.

1) Определяем величину эквивалентной расчетной рудной площади [из условия (2.5)] ΣS_э = 141210·0,7 = 98847 м².

Следовательно ΣS_р + ΣS_э = 141210+98847=240057 м²,

2) Расположение ствола будет соответствовать участку с суммарной расчетной рудной площадью

(ΣS_р + ΣS_э) / 2 = 240057 / 2 = 120028,5 м².

3) По графику (рисунок 2.9) половина суммарной расчетной площади соответствует участку 12.

Рисунок 2.9 – График к определению оптимальной области расположения основного ствола с учетом транспортирования полезного ископаемого на поверхности

4) Вероятная погрешность при подсчете площади

=0,1·120028,5=12002,85 м².

Область оптимального расположения ствола по простиранию будет равна 80 м. Соответственно размеры крыльев шахтного поля составят: левого от 470 до 550 м, правого от 200 до 280 м.

2.3 Выбор способа вскрытия

Выбор способа вскрытия месторождения (шахтного поля) сводится к определению типа, числа, места заложения, формы и площади поперечного сечения вскрывающих выработок в зависимости от горно-геологических условий месторождения, уровня развития техники и экономических показателей.

При проектировании горнорудных предприятий способ вскрытия месторождения методом вариантов на основе технико-экономического сравнения их в следующем порядке:

• намечают технически возможные варианты вскрытия месторождения;

• из намеченных вариантов оставляют два – три лучших;

• по отобранным вариантам определяют объемы горно-капитальных работ, по укрупненным показателям подсчитывают капитальные затраты и эксплутационные расходы, зависящие от способа вскрытия, при этом одинаковые затраты и расходы исключают из расчета;

• если варианты экономически равноценны, то окончательный выбор способа вскрытия производят с учетом технических факторов.

При технико-экономическом сравнении вариантов по укрупненным показателям место заложения вскрывающих выработок, высота этажа или ширина панели, потери и разубоживание руды принимаются ориентировочно на основе горно-геологической характеристики месторождения и практики разработки аналогичных месторождений; ориентировочными являются и принимаемые стоимостные показатели.

Наиболее экономичным вариантом вскрытия считается тот, при котором удельные суммарные приведенные затраты будут минимальными.

Капитальные затраты, финансирование которых осуществляется за счет средств капитального строительства, разделяют на первоначальные и затраты будущих лет.

Первоначальные затраты – затраты, связанные со строительством рудника (шахты) до сдачи его в эксплуатацию. К ним относят строительство зданий и сооружений на поверхности, проходку стволов, штолен, околоствольных дворов, проведение квершлагов, сооружение приемных площадок, капитальных рудоспусков, бункеров и подземных дробилок.

К затратам будущих лет относят затраты, которые производят в период эксплуатации рудника (углубка стволов, сооружение околоствольных дворов, проведение квершлагов и других капитальных выработок на новых горизонтах).

Так как первоначальные капитальные затраты по сравниваемым вариантам вскрытия могут значительно отличаться по величине, а затраты будущих лет могут производится в разное время после пуска рудника в эксплуатацию, то при сравнении вариантов вскрытия затраты должны быть сведены к одному и тому же периоду. Такие затраты называют дисконтированными [27].

Для удобства технико-экономического сравнения затраты приводят к моменту сдачи рудника в эксплуатацию. Приведенные капитальные затраты (у.е.) в период строительства рудника определяют по формуле (2.6)

(2.6)

где К_п – первоначальные капитальные затраты, у.е.;

Е_н.п = 0,1—коэффициент приведения разновременных затрат;

t_стр – продолжительность строительства рудника, лет.

Приведенные капитальные затраты (у.е.) будущих лет, т.е. в период эксплуатации рудника

(2.7)

где К_б – затраты, которые будут производится через t лет после сдачи рудника в эксплуатацию;

t – период приведения капитальных затрат (период, отделяющий время вложения затрат от момента дачи рудника в эксплуатацию.

К эксплуатационным расходам, учитываемых при сравнении вариантов, относят расходы ан поддержание и ремонт капитальных выработок, транспортирование полезного ископаемого на поверхность, водоотлив, вентиляцию и др.

Удельные суммарные приведенные затраты (у.е.) по варианту вскрытия определяют по формуле

(2.8)

где Е_н = 0,15 – нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений;

А – годовая производительность рудника, т;

Б – балансовые запасы месторождения, т;

Э – сумма всех эксплуатационных расходов за период отработки месторождения, у.е.

Принимая во внимание достоверность исходных данных, принятых по укрупненным показателям погрешность подсчета при методе вариантов не превышает 10%.

Обозначим удельные суммарные (приведенные) затраты по вариантам через а₁ и а₂, причем а₂ > а₁ (1, 2 – индексы сравниваемых вариантов). Варианты можно считать экономически равноценными, если

(а₂ – а₁) / (а₂ + а₁)≤0,1 (2.8 а)

Для дальнейших расчетов принимаем следующие обозначения: m – горизонтальная мощность рудного тела, м; α – угол его падения, градус; L – длина рудного тела по простиранию, м; L_бл – длина блока, м; Н – глубина разработки месторождения, м; Н_н – мощность наносов, м; Н_р – глубина разработки месторождения (без учета мощности наносов), м; L_с – длина ствола, м; L_ш – длина штольни, м; h – глубина ствола ниже последнего вскрытого горизонта, м; β – угол наклона основного ствола, градус; Н_э – высота этажа, м; n – число этажей в рудном теле (месторождении); n₁ – число этажей при вскрытии групповыми квершлагами; γ – плотность руды, т/м³; Б – балансовые запасы руды месторождения, т; D – количество руды, добываемой из месторождения, т; Б_э – балансовые запасы руды в этаже, т; t – продолжительность отработки месторождения (шахтного поля), лет; t_э – продолжительность отработки этажа, лет; А_бл – годовая производительность блока, т; S_с – площадь поперечного сечения ствола, м²; V₀ и v₀ – объемы околоствольных выработок соответственно на главном откаточном и промежуточном горизонтах, м³; V_к.р – объем капитальных выработок по руде (на всем месторождении), м³; р — коэффициент разубоживания руды; k_и.р — коэффициент извлечения руды; k_пр.с — затраты на проходку ствола, у.е/м³; k_пр.ш — затраты на проходку штольни, у.е/м³; k_пр.о — затраты на проходку околоствольных выработок, у.е/м³; k_пр.к — затраты на проведение квершлагов, у.е/м; k_под.с — годовые затраты на поддержание ствола у.е/м; k_под.к — годовые затраты на поддержан квершлагов, у.е/м; S_к—площадь поперечного сечения квершлага на главном откаточном горизонте, м²; L_с.к — средняя длина квершлагов главных откаточных горизонтов, м; L_с.пх — средняя длина транспортировки руды на поверхности, м; l_с.к — средняя длина промежуточных горизонтов, м; k_о.п — затраты на подземную транспортировку руды, у.е/(т·м); k_о.пх — затраты на транспортировку руды на поверхности, у.е/(т·м); k_п — затраты на транспортировку руды по вертикали, у.е/(т·м); k_в — затраты, приходящиеся на 1 т руды при напоре, равном 1 м, у.е; Со — плановая себестоимость 1 т руды, добываемой из очистных забоев, за вычетом затрат на амортизацию выработок, у.е.

Формулы для определения варианта вскрытия месторождения приведены ниже.

Балансовые запасы руды

Б = LH_pmγ или V = LH_pm (2.9)

Количество добываемой руды

D = Бk_и.р / (1 – р) (2.10)

Число этажей в шахтном поле

n = (Н – Н_н) / Н_э = Н_р / Н_э (2.11)

Продолжительность отработки месторождения (шахтного поля)

t = D/ А или t = Бk_и.р / [А(1 – р)] (2.12)

Продолжительность отработки этажа

t_э = t / n или t_э = Б_эk_и.р / [А(1 – р)] (2.13)

Капитальные затраты (у.е.) на проведение:

ствола

К_пр.с = k_пр.с S_с(Н + h) / Sinβ (2.14)

штольни

К_пр.ш = k_пр.ш S_ш L_ш (2.15)

квершлагов основных горизонтов

К_пр.к.о = k_пр.к S_к L_к n / n₁ (2.16)

квершлагов промежуточных горизонтов

К_пр.к.п = k_пр.к S_к l_к n (n₁ – 1) / n₁ (2.17)

околоствольных выработок основных горизонтов

К_пр.о.о = k_пр.о V_о n / n₁ (2.18)

околоствольных выработок промежуточных горизонтов

К_пр.о.п. = k_пр.о v_о n(n₁ – 1) / n₁ (2.19)

Затраты (у.е.) на поддержание:

наклонного ствола

Э_под.с = k_под.с t[Н_н + h + n₁Н_э (n / n₁ + 1) / 2]Sinβ (2.20)

вертикального ствола

= k_под.с t[Н_н + h + n₁Н_э (n / n₁ + 1) / 2] (2.21)

квершлагов основных откаточных горизонтов

Э_под.к.о = k_под.к L_с.к [n / (n₁ + 1)] t_э (2.22)

квершлагов промежуточных горизонтов

Э_под.к.п = 2k_под.к l_с.к [n / n₁ (n – 1)] t_э (2.23)

штреков

Э_под.шт = 2k_под.шт L_шт t_э (2.24)

Затраты (у.е.) на транспортирование руды:

по квершлагам

Э_о.п = k_о.п DL_с.к (2.25)

на поверхности

Э_о.пх = k_о.пх DL_с.пх (2.26)

Эксплуатационные затраты на транспортирование руды по стволу, (у.е./т·м)

Э_п = k_п D [Н_н + h₁ + Н_э (n + n₁) / 2] (2.27)

где h₁ – высота подъема ниже последнего вскрытого горизонта.

Затраты на водоотлив, приходящиеся на 1 тонну руды при напоре, равном 1 метру,

Э_в = k_в D [Н_н + Н_э (n / n₁) / 2] (2.28)

Возмещение затрат (у.е.) от попутно добытой руды при вскрытии месторождения

С_воз = С_о V_к.р γ (2.29)