технологической точки зрения (потери, разубоживание, производительность труда, необходимость в закладке).

49

3. Производят технико-экономическое сравнение двух-трех систем разработки по укрупненным показателям.

Пример. Определить вероятную систему разработки месторождения, пред-ставленного залежью вкрапленных руд с содержанием серы 10%. Сульфидные ми-нералы легко окисляются. Руды очень устойчивы, а вмещающие породы неустойчи-вы. Контуры рудной залежи неправильные, контакт между рудами и вмещающими породами четкий. Мощность залежи 2 м, угол падения 50^о, глубина залегания - до 300 м. Ценность руды средняя, распределение сортов руд неправильное: богатые ру-ды перемежаются с бедными рудами и пустой породой.

Составим таблицу (табл. 5) с перечислением факторов и их характеристикой. Таблица 5

Выбор систем разработки по горно-геологическим факторам

Из дальнейшего рассмотрения исключаем некоторые классы систем разработ-

ки.

Ввиду неустойчивости вмещающих пород не рекомендуется применение сле-дующих классов систем разработки : с непогашенным выработанным пространством, с магазинированием, с креплением, т.е. без закладки.

Из-за высокой устойчивости руды не рекомендуется применение систем с об-рушением руды: слоевого, этажного и подэтажного обрушения, самообрушения...

50

Угол падения позволяет исключить системы с магазинированием руды в очи-стном пространстве.

Небольшая мощность и неправильный контур рудного тела определяет неце-лесообразность применения систем разработки с магазинированием, с обрушением руды и пород.

Содержание серы не оказывает влияния на выбор системы разработки, а склонность руды к окислению исключает применение систем с магазинированием руды, с обрушением руды и вмещающих пород.

Незначительная глубина залегания и неправильное распределение сортов руды не оказывают влияния на выбор системы разработки, но при малой мощности зале-жи затруднительна селективная выемка.

Из таблицы 1 видно, что пригодными для разработки являются системы III и V классов: а) система разработки горизонтальными слоями с закладкой блоками по простиранию ; б) система разработки длинными блоками по простиранию с крепле-нием рамами и закладкой с восходящей выемкой слоев.

Обе системы равноценны по уровню потерь и разубоживания, поэтому пред-почтение следует отдать системе III класса как менее трудоемкой и более экономич-ной. Окончательное решение следует принимать в результате технико-экономического сравнения этих систем.

Технико-экономическое обоснование выбора системы разработки

Структура себестоимости добычи руды по элементам затрат (в процентах от производственной себестоимости) включает следующие позиции:

1.	Заработанная плата с отчислениями в страховой фонд	18-25%
2.	Материалы и топливо	8-14%
3.	Электроэнергия	3-8%
4.	Амортизационные отчисления	14-25%
5.	Прочие денежные расходы	8-12%
6.	Производственная себестоимость	100%
7.	Внепроизводственные расходы	6-12%
8.	Полная себестоимость	106-112%

1. Экономическое сравнение систем разработки по методике проф.

В.А.Симакова (Геологоразведочный университет) выполняется на основе под-

счета прибыли, получаемой при отработке 1 т балансовых запасов (в руб./т):

				П = Ц * n1 − ∑ З =
			1
		с − Кп * c + r			* e o * eм − η * ( Со + Стр + Cо б + ηк * Смп) ,
= Ц *				* cпр

где П – прибыль с 1 т балансовых запасов, руб./т; Ц - оптовая цена полезного компонента (например, металла), руб./т;

n¹ - количество компонентов с 1 т балансовых запасов, т;

ΣЗ – сумма затрат на отработку 1 т балансовых запасов, руб./т;

51

с – содержание полезного компонента в погашенных при добыче балансовых запа-сах, отн. ед.; К_п – коэффициент потерь руды при добыче, отн. ед.;

r¹ – коэффициент примешивания вмещающих пород, отн. ед.

r1 = Т	= η * r =	Д	* r ;
Б		Б

С_пр – содержание в примешанных породах, отн. ед.; е_о и е_м – коэффициент, учитывающий выход компонента при обогащении и при ме-таллургическом переделе, отн. ед.; η - выход рудной массы, отн. ед.;

С_о – общерудничная себестоимость добычи 1 т рудной массы, руб./т; С_тр – себестоимость транспортировки 1 т рудной массы на обогатительную фабрику, руб./т;

С_об - себестоимость обогащения 1 т рудной массы на обогатительной фабрике, руб./т; С_мп - себестоимость металлургического передела 1 т концентрата, руб./т;

η_к - выход концентрата из 1 т рудной массы, отн . ед .; Т- количество примешанных вмещающих пород в 1 т балансовых запасов, т; Б – 1 т погашенных запасов, т;

Д – добытая рудная масса при погашении 1 балансовых запасов, т;

r – коэффициент изменения качества рудной массы (разубоживание руды), отн. ед.

r =	с − а	.
	с

Выбирается та система разработки, которая обеспечивает максимум прибыли, получаемой при отработки 1 т балансовых запасов (вернее, 1 т добытой рудной мас-сы).

2. Экономическое сравнение систем разработки по методике проф. М.И.Агошкова ( Горный университет) выполняется на основе подсчета приведен-ного дохода с 1 т балансовых запасов:

Д

= Ц * с *К

*И

− У

− У

− (

Стов

+ З

) *

Кн

*Ио

− Е *К

уд

, $ / т

пр

н

о

п

р

Кк

р

1−r

н

где Д_пр – приведенный доход с 1 т балансовых запасов, руб./т; К_н - коэффициент извлечения металла из недр, отн. ед.;

И_о - коэффициент извлечения металла в концентрат (при обогащении и металлурги-ческом переделе), отн. ед.; К_к - коэффициент изменения качества, отн. ед.

К_к = ^а_с ;

З_р - затраты на разведку 1 т балансовой руды, руб.; Е_н - коэффициент эффективности капитальных затрат, отн. ед.; К_уд - удельные капитальные вложения, руб.;

У_р – условный ущерб от разубоживания 1 т балансовой руды

У_р = R * C_{т ов} , $ / т ;

а – содержание металла в добытой рудной массе, отн. ед.;

52

С_тов – полная себестоимость добычи (С_д), транспортировки (С_тр) и переработки (С_пер) 1 т рудной массы в товарную руду с учетом неучтенных затрат

Cт ов = (Cд + Стр + Сп ер ) * 115. , $ / т ;

У_п – условный ущерб от потерь 1 т балансовой руды

У_п = Ц * с * (1 − К_н) * И_о , $ / т .

Условный ущерб от разубоживания представляет собой лишние расходы на добычу, транспортировку и первичную переработку пустой породы (косвенным об-разом эти расходы должны были быть учтены в себестоимости добычи 1 т «рудной массы», но для выбора оптимального варианта выемки предпочтительнее этим пре-небречь). Условный ущерб от потерь – это неполученные деньги от продажи бро-шенного в недрах металла (при рыночной экономике ущерб от потерь – достаточно выдуманное понятие). Приведенный доход обусловлен разницей между получен-ными деньгами от продажи извлеченного из недр металла и расходами на добычу, разведку с учетом кап/затрат и ущерба от потерь, разубоживания.

Следует заметить, что полученные таким образом величины приведенного дохода могут быть использованы лишь для сравнения вариантов между собой, а не для планирования реального дохода предприятия, именно поэтому мы реко-мендуем студентам использовать в курсовых и дипломных работах методику проф. В.А.Симакова.

Пример. Выбор системы разработки

Выбрать систему разработки для пологопадающего медного месторождения. При разработке медного месторождения камерно-столбовой системой в руд-ных целиках теряется до 25-30% балансовых запасов. Применение этой же системы,

но с искусственными целиками из твердеющей закладки повышает себестоимость добычи, но резко уменьшает потери. В связи с этим в таблице приведены технико-экономические расчеты на 1 тонну погашенных балансовых запасов при отработке блока (панели) тремя системами:

• 1 вариант - камерно-столбовая система с применением твердеющей заклад-ки для возведения ленточных целиков-опор;

• 2 вариант - системой с обрушением руды и пород при торцевом выпуске;

• 3 вариант - камерно-столбовой системой с панельной выемкой и оставлени-ем рудных целиков.

Для упрощения расчетов принимаются одинаковыми удельные капитальные вложениях на 1 тонну годовой производственной мощности рудника по вариантам.

Прибыль (методика МГГРУ) с 1 т погашенных запасов в ценах 1990 г⁹.

⁹ Ориентировочно принимается 1 руб.=1 $

53

Приведенный доход (методика МГГУ) с 1 т балансовых запасов в ценах 1990г.

54

Как видно из таблиц, в которых подсчитаны прибыль и доход по обеим мето-дикам, первый вариант в обоих случаях обеспечивает наибольшую экономическую эффективность из-за высокой полноты извлечения металла из недр.

Обоснование параметров систем разработки

Выбор способа отделения руды от массива (шпурами, скважинами , механиче-ской отбойкой) и объема единовременно отбиваемой руды (согласовать с плановой производительностью очистного блока), оптимизация БВР. Выбор способа доставки руды в пределах блока и средств механизации, оптимизация доставки.

Обоснование варианта системы разработки для конкретных участков шахтного поля ведется на основе анализа достижений в горнорудной промышленности в це-лом и на конкретном руднике в частности. При этом подсчетами выявляются техни-ко-экономические преимущества (в условиях проектируемого участка шахтного поля) принятого варианта системы разработки:

• снижение удельного объема подготовительных и нарезных работ;

• повышение производительности труда;

• снижение трудоемкости работ;

• снижение расхода важнейших материалов (ВВ, крепежный лес, закладоч-

ные материалы и т.д.); Механизация¹⁰ и организация очистных работ принимаются на основе анали-

за последних достижений отечественной и зарубежной горной промышленности. Простейшие рекомендации по выбору буровой и доставочной техники таковы:

• при выборе техники для бурения скважин учитывать, что для скважин диа-метром 46, 56, 65, 75 и 85 мм рекомендуется буровой станок с выносной бурильной головкой БУ-50НА, а для бурения скважин диаметром 85, 105, 125, 155 и 160 мм – буровой станок с погружным пневмоударником НКР-100МА (скважины диаметром 85 мм рекомендуется бурить или БУ-50НА или НКР-100МА) – если нет возможности применить самоходную технику;

• при выборе погрузочно-доставочной техники учитывать, что самоходную технику (при длине доставки до 100-150 м обычно используется ПД-3 или ПТ-4, МПДМ-1М) можно использовать лишь при подготовке блоков наклонным съездом (в крайнем случае предусмотреть перепуск с подэтажа на подэтаж разобранной машины ПТ-4 или МПДН-1М по расширенному рудоспуску), без наклонного съезда на подэ-тажных выработках рекомендуется использовать только скреперные лебедки 10ЛС-2СМ или 17ЛС-2СМ.

Выбор технологии отработки целиков (междукамерных, междуэтажных) производится так же, как и для выемки основных запасов руды, но в дипломном проекте эта технология описывается без детализации.

Подготовительные и нарезные работы

Выбор способа подготовки этажного горизонта с учетом принятой схемы транспорта руды и условий залегания (пологое, наклонное, крутопадающее).

¹⁰ См. работы Рогизного В.Ф. в списке литературы.

0 25 35 Глубина скважины, м

Подготовка: этажными штреками; этажными штреками и ортами; для весьма мощных месторождений - главными штреками или главными и панельными штре-ками (для горизонтальных и пологих месторождений); обоснование расположения подготовительных выработок по руде или во вмещающих породах; определяются расстояния между откаточными штреками или ортами, на которые будет произво-диться выпуск рудной массы из камер (при донном выпуске), расположение вос-стающих, рудоспусков и наклонных съездов (если они есть), подсчитывается объём подготовительных выработок.

При выборе принятой схемы учитывается опыт передовых отечественных руд-ников и достижений зарубежной практики.

Обосновывается схема расположения нарезных выработок в блоке (камере) в зависимости от выбранного варианта БВР и выпуска отбитой рудной массы на отка-точный горизонт, варианта образования отрезной щели в камере.

Сечение и способ крепления подготовительных и нарезных выработок (отка-точные штреки и орты; блоковые восстающие; подэтажные, выемочные штреки; выработки горизонта вторичного дробления и подсечки; буровые выработки и т.д.). В виде таблицы приводятся сечения в свету и проходке, а также указываются спо-собы крепления и типы применяемой крепи для каждой выработки.

Определяется объем подготовительных и нарезных выработок в м на 1000 т готовых к выемке запасов руды.

Эксплуатационные потери и разубоживание руды принимаются в соответст-вии с особенностями системы разработки и горнотехническими условиями проекти-руемого месторождения по данным практики или литературным источникам.

Подсчет стоимости проведения подготовительных и нарезных выработок на блок дается в виде таблицы 6.

56

Расчет очистных работ

Расчетная схема работ, операции цикла. Дается описание технологического цикла по системе разработки.

Расчет всех производственных процессов очистной выемки выполняется по работам для одного (выбранного) варианта.

Буровзрывные работы: буровое оборудование; расположение , глубина и ко-личество шпуров или скважин; способ их заряжания, трудоемкость работ и расход энергии, ВВ и средств взрывания на 1 цикл работ и на 1000 т добытой рудной мас-сы.

Погрузка и доставка: производительность выбранных машин и механизмов; трудоемкость работ и расход энергии на 1 цикл работ и на 1000 т добытой рудной массы. Необходимо предусмотреть возможность применения дистанционного управления механизмами и использование самоходного оборудования.

Стоимость проведения выработок принимается по данным предприятия или из литературных источников.

Выпуск руды под обрушенными породами: (при системах разработки этаж-

ного и подэтажного обрушения). Обосновывается расстояние между выпускными отверстиями , режим выпуска, объем выпускаемой руды из каждого отверстия по достижению предельного разубоживания и составляется планограмма выпуска ру-ды из блока.

Крепление выработанного пространства: выбор способа крепления и его основных элементов, трудоемкость работ, расход материала и энергии на 1 цикл ра-бот и на 1000 т рудной массы.

Закладка выработанного пространства: выбор материала для закладки, объ-

ем закладочных работ, выбор способа закладки и оборудования. Для твердеющей закладки – расчет необходимой прочности , для гидравлической – описать техноло-гию дренажа воды из блока. Трудоемкость работ, расход материалов и энергии на 1 цикл работ и на 1000т добытой руды.

Организация работ очистной выемки: на основании произведенных расчетов составить график организации работ при очистной выемке, дать краткое описание организации работ в забое и блоке. Подсчитать состав забойной группы и опреде-лить её производительность.

Количество блоков, необходимое для обеспечения годовой производительно-сти рудника (шахты). Число блоков в одновременной очистной выемке.

Расчет калькуляции себестоимости добычи 1 т рудной массы

Расчет калькуляции по каждой из статей расходов прямых затрат (заработная плата, материалы, энергия, амортизация) производится по форме таблицы 7.

В заключении определяется себестоимость в расчете на 1 т погашенных запа-сов руды.

57

Основные технико-экономические показатели системы разработки

• Распределение запасов руды в блоке по стадиям работ.

• Длина подготовительных и нарезных выработок, м.

• Производительность рудника, т/год.

• Срок существования, лет.

• Средняя производительность блока, т/мес.

• Средняя производительность труда по системе разработке, т/см.

• Себестоимость одной тонны руды из очистных работ.

• Средние потери и разубоживание по блоку.

• Среднее содержание полезного компонента в добытой руде.

Последовательность расчета параметров системы разработки

1. Выбор способа отделения руды от массива (шпурами, скважинами, механической отбойкой) и объема единовременно отбиваемой руды (согласовать с плановой производительностью очистного блока), оптимизация БВР. Выбор способа дос-тавки руды в пределах блока и средств механизации, оптимизация доставки. Проектирование системы разработки.

2. Выбор размеров блока, исходя из устойчивости обнажений и требуемой произво-дительности рудника.

3. Подсчет объемов подготовительных и нарезных работ, распределение балансо-вых запасов по стадиям работ.

4. Вычисление показателей извлечения руды (потерь и разубоживания) по стадиям работ.

5. Определение состава проходческой бригады на подготовительных работах, про-должительность работ, потребное оборудование.

6. Расчет очистной выемки:

• среднесуточная производительность и продолжительность очистной выем-ки блока;

• необходимое очистное оборудование;

• число блоков в одновременной работе;

• основные технологические процессы (БВР, доставка, управление горным давлением);

• извлечение целиков.

Калькуляция себестоимости производственных процессов (указать единицу счета, например, 1 т погашенных запасов)

Наименование статей расходов	Раз-	Ед.изм	Кол.	Стои-	Сум-
	ряд	.	на ед.	мость ед.,	ма,
			счета	руб.	руб.

1. Заработная плата

Итого по тарифу Доплата за ночное время Премия

58

Итого с ночными и премией Итого с районным коэффициентом Дополнительная заработная плата

Итого с дополнительной заработной платой Отчисления на социальные нужды

ИТОГО заработной платы с начислениями

2. Материалы

ИТОГО материалов (с учетом транспортных

3. Энергия

ИТОГО энергии

4. Амортизация

(по отдельному расчету)

ИТОГО прямых затрат на единицу расчета

Инвестиционные затраты и годовые амортизационные отчисления на горные машины и оборудование

7. Составление циклограмм и календарного плана работ подготовительных и очистных работ на основании табл. 5 настоящего пособия.

8. Расчет технико-экономических показателей по системе разработки.

Извлечение полезных ископаемых

Потери - это часть балансовых запасов руды, неизвлечённой из недр при добыче или потерянной при транспортировке рудной массы. Разубоживание - это снижение содержания полезного компонента в добытой руде за счет примешивания к ней пус-той породы (потери качества руды).

Коэффициент потерь (по металлу, полезному компоненту):

K =	Vпот * α	пот	, отн.ед.
	αбл * Б
		бл

где V_пот - количество потерянной руды из балансовых запасов, т;

59

α_пот и α_бл - содержание полезного компонента в потерянной руде и в погашен-ных балансовых запасах, т.е. в извлеченных запасах, %;

Б_бл - количество погашенных балансовых запасов руды, т. Коэффициент разубоживания руды:

Р =	α бл − α доб	, отн.ед.
	α бл

α_доб - содержание полезного компонента в добытой руде, %. Потери руды (по руде, без учета содержания металла):

П =

Vпот *100%

,

отн.ед.

Разубоживание:

Ббл

Vразуб *100%

r =

,

отн.ед.

Vдобыт

где Vразуб - объем примешанной в руду пустой породы, т или м3;

Vдобыт - объем добытой руды, т или м3

Vдобыт = Ббл − Vпот

+ Vразуб =

Ббл * (1 − К)

=

Ббл * Кизвл

, отн.ед.

(1

− r)

(1 − r)

Выход рудной массы:

η = Vдобыт / Ббл

Коэффициент примешивания пустых пород:

r1 =

Vразуб *100%

= η * r

,

отн.ед.

Ббл

При подсчете коэффициентов потерь и разубоживания руды: а) по блоку - расчет ведется:

• на текущее состояние по выпуску рудной массы;

• на выпуск последней дозы, т.е. что останется в блоке когда всю руду уже извлекли, исключая эксплуатационные потери и потери в целиках (cм. эскиз);

η

η,r,К

1

r

К

0 Vпосл.доза Vдобыт

§ 13. Технико-экономическое сравнение вариантов технологии очистной выемки (пример)

1. Суточная производительность:

61

Месячный фонд оплаты ИТР, одинаковый по обоим вариантам - 28537,3 руб., на год

• 342,45 тыс.руб.

3. Расход материалов в сутки – исходя из суточной производительности и норм расхода

4. Электроэнергия

62

Расчёт электроэнергии (по двухставочному тарифу)¹¹

Затраты на энергию в месяц по двухставочному тарифу в общем виде опреде-ляются по следующей формуле:

S = (N * a + W * b) * (1 ± c),

где: S – сумма затрат на энергию, руб.;

N – мощность трансформаторов, кВ⋅А; а – тариф за установленную мощность;

W – расход электроэнергии за месяц, кВт⋅ ч; b – тариф за расходуемую электроэнергию;

с – поправка на COSϕ (полнота использования потребителем номинальной мощности).

Расход электроэнергии для механизмов определяется по формуле:

W = N_уст* t_мес* κ,

где: N_уст – установленная мощность двигателей, кВт; t_мес – число часов работы машины в месяц;

к – коэффициент использования электроэнергии во времени, равен 0.25-0.6.

В настоящее время для питания подземных электроприемников рудников и угольных шахт страны применяются 6 кВ, 660 В и напряжение 10 кВ.

Напряжение 6 кВ применяют для питания стационарных электроприемников мощностью 200—250 кВт и выше, напряжение 0,66 и 1,14 кВ — для питания электро-двигателей меньшей мощности и двигателей механизмов очистных и подготовитель-ных участков.

Для питания ручного электроинструмента применяется напряжение 127 В, а для освещения - 127 и 220 В.

Для питания электровозной откатки применяют напряжение 250 В постоянного тока, однако есть тенденция применения 650 В постоянного тока и 470 В (при высокочастотной откатке).

Активная	Реактивная мощность
мощность		sin ϕ
P = 3 UIcosϕ ,	Q =	3 U I sin ϕ = P cos ϕ

φ

Полная

мощность

А. При Р_акт > 500 кВт:

С_{э-энергия} = (Р_акт *m₁ + W_акт * m₂) * (1 ± k) , руб/мес

¹¹ Гладилин Л.В. Основы электроснабжения горных предприятий.- М.: Недра, 1980.

63

где Р_акт - величина оплачиваемого максимума (в течение получаса) заявленной активной мощности (основная оплата), кВт;

W_акт – величина фактически отпущенной активной электроэнергии (дополнительная оплата), кВт;

m₁ – ставка оплаты за 1 кВт максимума нагрузки, руб/кВт-мес;

m₂ – ставка оплаты за фактически отпущенную активную электроэнергию, руб/кВт-час;

k – скидка или надбавка к тарифу, в засисимости от фактического отклонения от нормативного коэффициента мощности: для асинхронных двигателей коэффици-ент мощности равен: cos φ =0,95 – в рабочем режиме и cos φ =0,2 – в холостом ре-жиме (при отклонении на ±0,05 k=0 )

Б. При Р_акт < 500 кВт и Q_реакт > 100 кВА:

С_{э-энергия} = (Q_реакт *m₁ + W_акт * m₂) * (1 ± k) , руб/мес

где Q_реакт - величина оплачиваемой присоединённой реактивной мощности (ос-новная оплата), кВА;

W_акт – величина фактически отпущенной активной электроэнергии (дополнительная оплата), кВт;

m₁ – ставка оплаты за за 1 кВА реактивной нагрузки, руб/кВА-мес;

m₂ – ставка оплаты за фактически отпущенную активную электроэнергию, руб/кВт-час;

k – скидка или надбавка к тарифу, в засисимости от фактического отклонения от нормативного коэффициента мощности: для асинхронных двигателей коэффици-ент мощности равен: cos φ =0,95 – в рабочем режиме и cos φ =0,2 – в холостом ре-жиме (при отклонении на ±0,05 k=0 )

Тарифы m₁ и m₂ (в 2002 г.)

64

5. Амортизация

6. Общешахтные капитальные затраты

65

		66
Удельные капвложе-	Руб/т	11,83	11,84
ния, К
Приведённые капи-
тальные вложения	Руб/т	1,66	1,66
(0,14*К)
Общие суммарные
приведённые затраты	Руб/т	31,36	33,16
(С+Е*К)
Годовой экономиче-	Тыс.руб/год
ский эффект

§ 14. Выбор способа вскрытия (пример)

Определить способ вскрытия при следующих условиях:

Мощность залежи м=20 м, длина по простиранию 600 м, длина вкрест про-стирания 400 м. Угол падения 0 град, глубина разработки Н=320 м, плотность ру-ды 3 т/м³. Коэффициент крепости породы f =10, коэффициент извлечения руды К_из=0.95. Коэффициент разубоживания R=0.1. Угол сдвижения налегающих пород 70 град. Годовая производительность рудника А_г=0.5 млн.т/год. Примерная рыноч-ная стоимость добываемого металла (медь) Ц=2 у.е./кг, среднее содержание в руде

α= 3%.

1 Вариант 25 м 2 вариант

Для вскрытия месторождения могут быть применены следующие варианты:

• вскрытие вертикальным стволом;

• вскрытие наклонным стволом с транспортированием руды самоходным обо-рудованием;

• вскрытие наклонным стволом с конвейерным транспортом;

• вскрытие наклонным стволом со скиповым транспортом;

При заданной годовой производительности применения скипа и конвейера на наклонном стволе нецелесообразно, поэтому для технико-экономического сравне-ния вариантов оставляем два первых варианта. При их сравнении затраты на про-

67

ведение и эксплуатацию вспомогательных стволов, на водоотлив, вентиляцию не учитываем, т.к. они одинаковые для обоих вариантов.

Балансовые запасы руды:

Б = L * B * m * = 600 * 400 * 20 * 3 = 14.4 млн. т

Количество добытой руды:					Киз
Д = Б	1−П		= Б			= 14,4	0,95	= 15,2 млн.т
		1−R		1−R			0,9

Количество добываемого металла:

М = α * Д / А_г = 0.03 * 15.2 / 0.5 = 0.912 т/год

Продолжительность отработки месторождения: t = 15.2 / 0.5 = 30 лет

1) Капитальные затраты по сравниваемым вариантам

Поперечные сечения вскрывающих выработок и объёмы околоствольных дворов принимаем типовыми в соответствии с годовой производительностью руд-ника, назначением выработок и принятым способом транспортировки (см. табли-цу).

Длина квершлага для 1 варианта:

L = 25 + 320 / tg55 =250 м

Стоимость оборудования для вариантов транспортирования:

• клетевой подъём - 2500 тыс.у.е.;

• подъём автосамосвалами подсчитаем для 2 варианта:

Число автосамосвалов (ценой каждый 65.6 тыс.у.е.) для транспортирования ру-ды по подземным выработкам:

68

Na	=	Aг Кнер Кинв
		3 300 Асм

где К_нер =1.15 - коэффициент неравномерности работы автосамосвалов; К _инв =1.2 - коэффициент инвентаризации (запаса); 3 - число рабочих смен в сутках; 300 - число рабочих дней в году;

А_см - сменная производительность автосамосвалов:

А_см = ^{Lсм Qa}

2 L_тр

L_см - сменный пробег автосамосвала (из практики L_см =60 км); Q_а =5 т - грузоподъёмность автосамосвала;

L_тр - длина транспортирования, км:

L_тр = Н / sin10 = 320 / sin10 = 1.85 км.

Отсюда:

А_см = 60*5 / (2*1.85) = 81.1 т

N_а = 500 000 * 1.15*1.2 / (3*300*81.1) = 9.5 = 10 шт.

Итак затраты на оборудование: 1 вариант З = 2500 тыс.у.е..

2 вариант З = 10*65.6 = 656 тыс.у.е..

Итого капитальные затраты по вариантам: 1 вариант К = 6804.75+2500 = 9304.75 тыс.у.е .. 2 вариант К = 14854.5+656 = 15510.5 тыс.у.е..

2) Эксплуатационные затраты
Затраты на транспортирование руды по наклонному стволу:
К	а	= Lсм (С1 +С2 )	+	С3	= 60 (670+270)	+ 32	= 1,1
		1000 Асм		Асм	1000 ∗ 81	81

где L_см =60 км - сменный пробег;

А_см = 81 т - сменная производительность одного автосамосвала; С₁=670 у.е./(1000*км*т) - затраты на обслуживание и ремонт автомашин; С₂=270 у.е./(1000*км*т) - затраты на горюче-смазочные материалы; С₃=32 у.е./см - зарплата водителя за смену.

Затраты на поддержание выработок и транспортирование руды на поверхность

Рассматриваемая задача является статической, т .к. каждый из сравниваемых ва-риантов характеризуется только первоначальными капвложениями, постоянством ежегодных эксплуатационных расходов, одинаковым сроком службы рудника (а это вряд ли).