Расчет себестоимости добычи 1 тонны угля

 

СОДЕРЖАНИЕ

 

1. Общие сведения о районе  месторождения                                             3

1.1 Краткая географо-экономическая  характеристика района                  3

1.2 Геологическая характеристика  месторождения                                   4

2 Расчет себестоимости  1 тонны угля                                                         5

2.1 Расчёт необходимого технологического оборудования                      5

2.2 Расчёт численности и заработной платы работников                         9                       

2.3  Расчёт затрат по элементу «Материалы»                                           12

  2.4 Расчет затрат по элементу «Электроэнергия»                                    14

2.5 Расчет затрат  по элементу «Амортизация»                                      15

2.6 Расчет затрат на горно -подготовительные работы                           17

    2.7   Расчет затрат по элементу «Охрана труда»                                     18

          2.8 Расчет затрат  по элементу «Накладные расходы»                          19

2.9 Налоги относимые на себестоимость продукции                            19

          2.10 Расчет калькуляции себестоимости и технико-

экономических показателей                                                                                 20 

Список использованных источников                                                        23

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

1 ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О РАЙОНЕ МЕСТОРОЖДЕНИЯ

 

1.1 Краткая географо-экономическая  характеристика района

Уртуйское месторождение бурого угля расположено в 10 км севернее Краснокаменска в Краснокаменском районе. В 3-х км юго-восточнее месторождения находится железнодорожная станция.

Краснокаменский район расположен на юго-востоке Забайкальского края и занимает территорию общей площадью 5,3 тыс. км², граничит с Китаем. На территории района расположены город Краснокаменск с поселком Октябрьский и 11 сел и поселков. Расстояние до Читы 560 км. Рельеф большей части территории низкогорный, распространены холмисто-увалистые и мелкосопочные равнины, низкогорья, разъединенные обширными понижениями и сухими впадинами. Климат резко-континентальный с жарким коротким летом и продолжительной холодной зимой. Весна и начало лета в основном засушливы, весной часты пыльные бури. Средняя температура в июле +18 ÷ +20 °C (максимальная +38 °C), в январе –22 ÷ –26 °C (абс. минимум –47 °C). Годовое количество осадков не превышает 200–300 мм. Протекает р. Аргунь и ее приток р. Урулюнгуй. Основными и наиболее ценными почвами являются черноземы: среднемощные мало-, среднегумусные и луговые, а также глубокопромерзающие и каштановые. Почвы часто засолены. На черноземных и каштановых почвах распространена разнотравно-злаковая и пижмово-разнотравная степь.

Основным потребителем угля является Краснокаменская ТЭЦ, а также станции ОАО “Читаэнерго” и “Хабаровскэнерго”. Часть угля реализуется населению и сторонним организациям на бытовые нужды.  
   Геологические запасы угля подсчитаны на площади 2,9 кв. км до глубины 175 метров в естественных границах месторождения, совпадающих с выклиниванием пластов, выходом их под наносы и тектоническими нарушениями.

 

1.2 Геологическая характеристика  месторождения

Уртуйское буроугольное месторождение расположено в центральной части Южного Приаргунья, в пределах Восточно-Урулюнгуевской вулканотектонической впадины. Впадина сформирована в зоне крупных разломов и представляет собой грабен - синклиналь. Протяженность ее около 85 км при ширине 10-15 км. Поперечными разломами впадина расчленена на ряд блоков, в одном из которых находится Уртуйское месторождение.

В геологическом строении принимают участие палеозойские, мезозойские и четвертичные отложения. Мезозойские отложения представлены образованиями Тургинской и Кутинской свит нижнемелового возраста.

Промышленная угленосность связана с образованием Кутинской свиты, в составе которой выделяют нижнюю подугольную и верхнюю продуктивную толщи. Подугольная толща сложена песчаниками с горизонтами алевролитов, аргиллитов и конгломератов. Ее мощность - до 300 м. Непосредственно под угольным пластом залегает горизонт аргиллитов мощностью 20 - 30 м. Продуктивная толща имеет основной угольный пласт (м), пласты - спутники (м1, м2, мЗ) и пласт (В). Мощность толщи в центральной части месторождения изменяются в пределах 90 - 120 м, увеличиваясь к северу до 160 м.

Угли месторождения весьма активны к самовозгоранию, о чем  свидетельствуют частые случаи возгорания их в целиках горных выработок  на разрезе.

Добыча угля ведется открытым способом с использованием экскаваторов ЭР-1250. В качестве  транспорта используются железнодорожный.

 

 

 

 

 

 

 

2 РАСЧЕТ СЕБЕСТОИМОСТИ 1 ТОННЫ УГЛЯ

 

2.1 Расчёт необходимого технологического оборудования

Для расчета себестоимости 1 тонны угля примем, что разрез в  год добывает 1 млн. тонн угля. Уртуйский разрез работает по 5-дневной неделе, по 3 смены в сутки и продолжительность смены разреза составляет 8 часов. Далее рассчитаем потребность в оборудовании:

    - определим количество  буровых установок (СБР-160).

     Диаметр скважин  160 мм. Из общего объема годовой добычи (1 000 000 тонн) около 15% 150 000 тонн подлежит рыхлению с применением буровзрывных работ. Буровзрывные работы производятся один раз в неделю, что составляет 48 дней  в году.

Сменная производительность (Р_см) станка без учета внеплановых простоев составляет:

Р_см = ( Т_см – Т_п.з – Т_р) /  (60/V_т + t_в),

где  Т_см – продолжительность смены, 480 мин;

  Т_п.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций, 30мин;

  Тр- продолжительность регламентированных перерывов 10 мин;

   t_в – продолжительность вспомогательных операций при бурении в расчете на 1 м скважины при шнековом бурении 2 мин;

  V_т - техническая скорость бурения станка,м/ч.

  V_т = 3,5*Р0*W / П_б*dд² , где

   П_б - показатель трудности бурения (10);

   W- частота времени бурового станка (180 об/мин);

   dд - диаметр долота(160мм);

    Р0- осевое усиление подачи на забой скважины (8).

    V= 3,5*8*180/10*0,160²=12,9 (м/час)

    Р_см = (480-30-10)/ (60/12,9+2)= 66,2 (м/час)

  Определим годовую  производительность  бурового станка:

  Qгод = 66,2*3*36= 7149,6(м/год)

  Определим количество  буровых станков:

  N=(Qпо карьеру / объемный вес руды + Qпо вскрыше/ объемный вес руды)/ /Qср*Vгм,

где  Объемный вес руды = 2,5 т/м3;

Qср - средняя производительность буровых станков(1694,4 м/год);

Vгм - выход горной массы ( 49,7 м3);

Коэффициент вскрыши по проекту (1,12)

 N = (1 000 000/2,5  +  150 000 * 1,12/2,5 )/7149,6*49,7 = 1 станок

- в качестве выемочно - погрузочного оборудования в карьере применяются многоковшовые роторные экскаваторы ЭР-1250. Эксплуатационная производительность экскаватора зависит в основном от физико-механических свойств разрабатываемых пород, типа экскаватора, схемы его работы и вида транспорта, формы и размера забоя, организации горных работ в карьере и квалификации машиниста.

Р_тех = 60 Еn_чК_н / К_р

где    Р_тех – часовая эксплуатационная производительность экскаватора,м³;

E  - вместимость ковша экскаватора 1,0 м³;

n_ч – число разгрузок в минуту, 20;

 К_н - коэффициент наполнения ковша(0,6);

  К_p- коэффициент разрыхления (1,0).

Р_тех =  = 60*1,0*20*0,6/1,0 = 720 м³

Сменная производительность:

Рсм = Рэ * tсм  = 720 * 8 = 5760 м³

где    tсм  - продолжительность смены (8 час.)

Годовая производительность:

  Рг = Рсм * n *  Т = 5760 * 187 * 3 = 3231360 м³

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

 n  - количество смен в сутки (3).

Количество экскаваторов, занятых на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды(1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

       Q_год -  годовая производительность машины.

 N  =  1 600 000 / 3231360 = 1экскаватор

- для совместной работы  с экскаваторами применяются  бульдозеры. Производительность бульдозера  Д-572 определяется следующим образом.  Необходимо определить продолжительность  заезда:

Тз = l_r / v_r + l_n/ v_n + t₁ + t₂,

где l_r и l_n – длина соответственно грузового и порожнего пути,  30 м;

v_r и v_n – скорости движения соответственно грузовой и порожней машины, м/мин (v_r – 35 м/мин, v_n – 90 м/ мин);

   t₁  -  время заполнения отвала, бульдозера породой, 1,5 мин.;

   t₂  -  время остановок бульдозера для переключения на порожний ход, 0,15 мин.

 Тз = 30/ 35 + 30/ 90 + 1,5 + 0,15 = 2,83 мин

Число заездов бульдозеров  в смену рассчитывается по формуле:

N_з = 60Т_смК_и/Т_з,

где  Ки – коэффициент  использования рабочего времени, 0,85;

   Тсм – продолжительность смены, 8 ч;

   N_з = 60*8*0,85/ 2,83 = 144 заезда

  Объем породы, доставляемый  бульдозером к месту разгрузки:

   q = EК_н/К_р,

где Е – объем вала породы впереди отвала бульдозера,5,4 м³ ;

Ки – коэффициент наполнения отвала бульдозера у места доставки,0,84;

 Кр – коэффициент разрыхления пород,1,0.

    q = 5,4*0,84/1,0 = 4,53 м³

  Суточная производительность  бульдозера рассчитывается:

   Р_сут = qN_зn_см,

где n_см – количество смен в сутки

 Р_сут = 4,53*144*3 = 1956,9 м³

   Годовая производительность:

  Рг = Рсм * n = 1956,9 * 187 = 365 940 м³

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

              Количество бульдозеров, занятых  на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды (1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

Q_год -  годовая производительность машины.

N  =  1 600 000/ 365 940 = 4 бульдозера.

- рассчитаем  железнодорожный транспорт. Сменная производительность локомотивосостава определяется по формуле:

Р_n = 60Т_смК_иV_н/Т_р,

где Т_см - продолжительность смены, 8ч;

       К_и = коэффициент использования подвижного состава в течение смены (0,85);

       V_H - перевозимый поездом объем породы, 600т.;

       Т_р  время рейса локомотивосостава, 60мин.

          Р_n = 60*8*0,85*600/90 = 2720 т.

         Годовая производительность:

         Рг = Рсм * n *  Т = 2720 * 187 * 3 = 1525920 т.

где     Т  - число рабочих дней в году (249дн*0,75=187дн)

            n  - количество смен в сутки (3).

Количество локомотивсоставов, занятых на добыче:

   N  = А_год / Q_год

где А_год - годовая производительность по добыче руды (1 000 000 т. или

400 000 м3, ГПР -  1 200 000м³);

       Q_год -  годовая производительность машины.

 N  =  1000000 / 1525920 = 1 локомотивсостав.

     Также для  доставки рабочих смены в карьер, затем и в населенный пункт  и других вспомогательных работ  возьмём вахтовую машину на  базе КамАЗ -4310 и Таджик-5, данный  тип автомашин наиболее рентабелен  для езды по бездорожью, внутри  разреза и иных сложных участков, а также имеет небольшой расход  топлива.

 

 

 

2.2 Расчёт численности и заработной платы работников

Списочное количество работников Ч_сп определяется следующим образом:

          Ч_сп=Ч_я*К_с, 

где  К_с - коэффициент списочного состава рабочих, который зависит от режима горного предприятия, а также от числа дней отпуска рабочего.

Коэффициент списочного состава  представляет собой отношение годового числа рабочих дней к плановому  числу выходов одного рабочего за этот же период.

Явочный состав работников Ч_я, выполняющих ненормируемую работу, определяется:

          Ч_я=N*H_oxt_см,

Где  N- количество рабочих мест (машин);

        H_o- норма обслуживания рабочих мест, чел.;

        t_см- количество рабочих смен в сумме.

        В  данном примере коэффициент списочного  состава примем – 1,18.

     

 

 

 

 

 

 

 

    Таблица 1 – Расчёт численности рабочих

№	Наименование	Количество	Спис-ый коэфф-нт	Число смен	Численность
					Явоч	Спис.
1	Машинист экскаватора ЭР-1250	1	1,18	3	1	3
2	Пом.машиниста экскаватора ЭР-1250	1	1,18	3	1	3
3	Машинист бурового станка	1	1,18	3	1	3
4	Пом.машиниста бурового станка	1	1,18	3	1	3
5	Машинист бульдозера	4	1,18	3	5	15
6	Машинист локомотива	1	1,18	3	1	3
7	Помощник машиниста локомотива	1	1,18	3	1	3
8	Слесарь ДЭМ	1	1,18	3	1	3
9	Газоэлектросварщик	1	1,18	3	1	3
10	Горнорабочий	5	1,18	3	6	18
11	Старший механик	1	1,18	3	1	3
12	Механик	1	1,18	3	1	3
13	Электрик	1	1,18	3	1	3
14	Горный мастер	1	1,18	3	1	3
15	Начальник смены	1	1,18	3	1	3
16	Бригадир	1	1,18	3	1	3
17	Водитель тех.транспорта	1	1,18	3	1	3
18	Рабочий водоотлива	2	1,18	3	2	6
19	Взрывник	2	1,18	3	2	6
20	Помощник взрывника	2	1,18	3	2	6
	ИТОГО	30			32	96