Politechnika Wrocławska
Wydział Geoinżynierii, Górnictwa i Geologii
Studia Inżynierskie Stacjonarne, sem.7, r.a. 2013/2014
Przedmiot: Gospodarka złożem i zarządzanie produkcją
Michalina Słupińska
Projekt
gospodarki złożem i organizacji
produkcji w cyklu życia kopalni
Treść
Założenia
Założenia projektowe rodzaju, ilości, czasu i struktury produkcji oraz technologii jej realizacji
Obliczenia jakościowo-ilościowe systemu operacji
Dobór maszyn i urządzeń do schematu produkcji
Obliczenia ekonomiczne: wartość produkcji, koszty produkcji - inwestycyjny, operacyjny, jednostkowy
Koncepcja rekultywacji i zagospodarowania terenów poeksploatacyjnych
Wykaz źródeł
Data wykonania:2013.______ Ocena:________Podpis________________________
Uwagi oceniającego na odwrocie
Założenia
Niniejszy projekt powinien być kompilacją dwóch projektów zrealizowanych
w ramach przedmiotu: Rekultywacja i zagospodarowanie terenów pogórniczych (prowadzonym na semestrze 6 przez dr inż. Urszulę Kaźmierczak oraz mgr inż. Pawła Strzałkowskiego) i przedmiotu Gospodarka złożem i zarządzanie produkcją (prowadzonym na semestrze 7 przez prof. Jerzego Malewskiego oraz mgr inż. Pawła Strzałkowskiego). W tym wydaniu ćwiczeń projektowych projekt zostanie uproszczony w zakresie gospodarki złożem do koncepcji rekultywacji i zagospodarowania terenów poeksploatacyjnych po zakończonej produkcji.
Z założenia, projekt powinien być syntezą wiedzy praktycznej uzyskanej w czasie studiów zawodowych inżynierskich na kierunku Górnictwo i geologia. Zatem powinien być świadectwem posiadania wiedzy i umiejętności potrzebnych w zawodzie inżyniera w zakresie produkcji surowców i wyrobów mineralnych dla budownictwa, metalurgii, chemii i innych gałęzi gospodarki narodowej. Takimi elementami jest wiedza
o minerałach i ich właściwościach technicznych i użytkowych, a także wiedza
o sposobach ich wydobycia i przeróbki wraz z oceną ekonomiczną przedsięwzięcia produkcyjnego w całym cyklu życia kopalni – od rozpoznania złoża do jego likwidacji.
W obecnej edycji projektu dla studiów stacjonarnych wobec braku odpowiednich danych (projektów z sem. 6) co do rodzaju i zasobów kopaliny oraz sposobu rekultywacji złoża zadanie zostanie uproszczone. Przyjęto z góry założenia
co do rodzaju skał, czasu i sposobu eksploatacji złoża i struktury produktów finalnych. Zadanie polega na opracowaniu technologii produkcji, doboru maszyn i urządzeń
oraz oszacowania kosztów produkcji. Przy czym wszystkie obliczenia są wykonywane z pomocą arkusza kalkulacyjnego w taki sposób, aby możliwa była symulacja off-line efektywności produkcji przez zmianę struktury systemu lub jego parametrów. Końcowym elementem projektu jest koncepcja zagospodarowania przestrzeni poprodukcyjnej (kierunek i sposób rekultywacji i zagospodarowania dla zadanego zestawu danych i zastosowanej technologii produkcji).
Założenia projektowe rodzaju, ilości, czasu i struktury produkcji oraz technologii jej realizacji
Rys.2. Arkusz danych do projektu
3. Obliczenia jakościowo-ilościowe systemu operacji
3.1.Stopień rozdrobnienia
$$R = \frac{D_{\max}}{d_{\max}}\ \lbrack - \rbrack$$ |
(3.1) |
---|---|
gdzie,
Dmax - średnica maksymalnego ziarna, mm,
dmax - średnica maksymalnego ziarna dla kruszywa naturalnego wynosząca 16 mm.
$$R = \frac{177}{16} = 11$$ |
(3.1’) |
---|
3.2. Stopień rozdrobnienia dla kruszarek
Warunek:
r1 • r2 ≥ R |
(3.2) |
---|
Przyjęto: r1=4 oraz r2=3
12 ≥ 11 |
(3.2') |
---|
12 ≥ 11
Warunek spełniony
gdzie,
r1 - stopień rozdrobnienia dla pierwszej kruszarki,-,
r2- stopień rozdrobnienia dla drugiej kruszarki, -.
3.3. Maksymalna średnica ziarna wychodząca ze szczeliny
$$d_{\max} = \frac{D}{r_{i}}\ \lbrack mm\rbrack$$ |
(3.3.) |
---|
$$d_{1} = \frac{D_{\max}}{r_{1}} = \frac{177}{4} = 44,25$$ |
(3.3.’) |
---|
$$d_{2} = \frac{d_{1}}{r_{2}} = \frac{44,25}{3} = 14,75$$ |
(3.3.”) |
---|
gdzie,
Dmax - średnica maksymalnego ziarna, mm,
d1 - maksymalna średnica ziarna wychodząca ze szczeliny wylotowej kruszarki, mm;
r1,r2 - stopień rozdrobnienia dla kruszarek, -.
3.4. Szerokość szczeliny wylotowej w kruszarce stożkowej
$$e = \frac{d_{\max}}{z_{\max}}\ \left\lbrack - \right\rbrack$$ |
(3.4.) |
---|---|
gdzie,
dmax - maksymalna średnica ziarna wychodząca ze szczeliny wylotowej kruszarki, mm;
zmax - parametr dla kruszarek stożkowych.
$$e_{1} = \frac{44,25}{2} \approx 22\ $$ |
(3.4.’) |
---|---|
$$e_{2} = \frac{14,75}{3} \approx 5\ \ $$ |
(3.4.”) |
Dla e2 przyjęto wartość 6
3.5. Funkcja rozkładu ziarnowego
3.5.1. Dla strumienia początkowego
$$F\left( d \right) = {\ \left( \frac{d}{D_{\max}} \right)}^{B}$$ |
(3.5.1.) |
---|
gdzie,
d = d(1i) – maksymalna wielkość ziarna we frakcji
Dmax = 177 – maksymalna wielkość ziarna
B = 0,11
3.5.2. Dla strumieni wychodzących z kruszarek
F(z) = 1 − e−azb |
(3.5.2.) |
---|
gdzie,
a i b – podane parametry
Tab.3.3. Parametry a i b
a1 | 0,7 | a2 | 0,7 | |
---|---|---|---|---|
b1 | 1,4 | b2 | 1,4 |
3.5.3. Obliczenie parametru z
$$z = \frac{d}{e}$$ |
(3.5.3.) |
---|
gdzie,
d = d(i1) - dolny przedział klasy ziarnowej
e − szerokość szczeliny wylotowej w kruszarce
3.6. Obliczenie produktu mielenia
$$v_{1} = \ \sum_{}^{}v_{0} \bullet f(d)$$ |
(3.6.1.) |
---|
gdzie,
V0 – strumień wchodzący do kruszarki
V1 – strumień wychodzący z kruszarki
Oraz:
f(d) = F(z1)−F(z0) |
(3.6.2.) |
---|
Tab.3.6. Funkcje rozkładu ziarnowego
stadium | e=22 | e=6 |
---|---|---|
d(i) | z | F(z) |
0 | 0,000 | 0,000 |
0,5 | 0,023 | 0,003 |
2 | 0,091 | 0,024 |
8 | 0,364 | 0,156 |
16 | 0,727 | 0,361 |
22 | 1,000 | 0,503 |
25 | 1,136 | 0,567 |
31,5 | 1,432 | 0,686 |
40 | 1,818 | 0,801 |
63 | 2,864 | 0,953 |
80 | 3,636 | 0,986 |
125 | 5,682 | 1,000 |
177 | 8,045 | 1,000 |
Rys.3.6. Krzywa składu ziarnowego
3.7. Obliczenie sprawności przesiewania
$$s\left( d \right) = 1 - \left( \frac{d}{d_{s}} \right)\ $$ |
(3.7.1.) |
---|
gdzie,
A - parametr a dla każdego sita w zależności od etapu produkcji
d –średnia wielkość ziarna
$$d = \frac{d_{(i - 1)} + d_{(i1)}}{2}$$ |
(3.7.2.) |
---|
gdzie,
ds – wielkość oczek danego sita
3.8. Strumień wychodzący przez oczka sita
v1 = v0 • s(d) |
(3.8.1.) |
---|
Strumień, który nie przeszedł przez oczka sita
v2 = v0 − v1 |
(3.8.2.) |
---|
Tab.3.8.1. Sprawności sit przesiewaczy
d(i-1) [mm] |
d(i) [mm] |
31,5 [mm] |
2 [mm] |
16 [mm] |
8 [mm] |
2 [mm] |
0,5 [mm] |
---|---|---|---|---|---|---|---|
-∞ | 0 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
0 | 0,5 | 1,000 | 0,984 | 1,000 | 1,000 | 0,998 | 0,875 |
0,5 | 2 | 0,998 | 0,609 | 1,000 | 0,996 | 0,756 | 0,000 |
2 | 8 | 0,975 | 0,000 | 0,969 | 0,756 | 0,000 | 0,000 |
8 | 16 | 0,855 | 0,000 | 0,578 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
16 | 22 | 0,636 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
22 | 25 | 0,443 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
25 | 31,5 | 0,196 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
31,5 | 40 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
40 | 63 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
63 | 80 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
80 | 125 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
125 | 177 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
Tab.3.8.2. Rozkład natężeń strumieni
l.p. | d(i-1) [mm] |
d(i) [mm] |
F(d) | f(d) | v(0) [m3/h] |
v(1) [m3/h] |
v(2) [m3/h] |
v(3) [m3/h] |
v(4) [m3/h] |
v(5) [m3/h] |
---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|
1 | -∞ | 0 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
2 | 0 | 0,5 | 0,524 | 0,524 | 10,487 | 10,486 | 0,001 | 10,322 | 0,164 | 0,165 |
3 | 0,5 | 2 | 0,611 | 0,086 | 1,728 | 1,725 | 0,003 | 1,051 | 0,674 | 0,676 |
4 | 2 | 8 | 0,711 | 0,101 | 2,012 | 1,961 | 0,051 | 0,000 | 1,961 | 2,012 |
5 | 8 | 16 | 0,768 | 0,056 | 1,127 | 0,964 | 0,164 | 0,000 | 0,964 | 1,127 |
6 | 16 | 22 | 0,795 | 0,027 | 0,547 | 0,348 | 0,199 | 0,000 | 0,348 | 0,547 |
7 | 22 | 25 | 0,806 | 0,011 | 0,225 | 0,100 | 0,125 | 0,000 | 0,100 | 0,225 |
8 | 25 | 31,5 | 0,827 | 0,021 | 0,415 | 0,081 | 0,334 | 0,000 | 0,081 | 0,415 |
9 | 31,5 | 40 | 0,849 | 0,022 | 0,440 | 0,000 | 0,440 | 0,000 | 0,000 | 0,440 |
10 | 40 | 63 | 0,893 | 0,044 | 0,870 | 0,000 | 0,870 | 0,000 | 0,000 | 0,870 |
11 | 63 | 80 | 0,916 | 0,024 | 0,475 | 0,000 | 0,475 | 0,000 | 0,000 | 0,475 |
12 | 80 | 125 | 0,962 | 0,046 | 0,922 | 0,000 | 0,922 | 0,000 | 0,000 | 0,922 |
13 | 125 | 177 | 1,000 | 0,038 | 0,751 | 0,000 | 0,751 | 0,000 | 0,000 | 0,751 |
SUMA | 1,000 | 20,000 | 15,665 | 4,335 | 11,373 | 4,292 | 8,627 |
Tab.3.8.3. Rozkład natężeń strumieni c.d.
l.p. | v(6) [m3/h] |
v(7) [m3/h] |
v(8) [m3/h] |
v(9) [m3/h] |
v(10) [m3/h] |
v(11) [m3/h] |
v(12) [m3/h] |
v(13) [m3/h] |
v(14) [m3/h] |
v(15) [m3/h] |
v(16) [m3/h] |
v(17) [m3/h] |
---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|
1 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
2 | 0,030 | 0,198 | 0,000 | 0,168 | 0,198 | 0,198 | 0,000 | 0,198 | 0,000 | 10,520 | 1,315 | 9,205 |
3 | 0,178 | 1,107 | 0,001 | 0,930 | 1,108 | 1,103 | 0,004 | 0,834 | 0,269 | 1,885 | 1,885 | 0,000 |
4 | 1,140 | 4,990 | 0,157 | 4,007 | 5,147 | 3,772 | 1,218 | 0,000 | 3,772 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
5 | 1,769 | 2,332 | 1,701 | 2,264 | 4,033 | 0,000 | 2,332 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
6 | 1,227 | 0,000 | 1,618 | 0,391 | 1,618 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
7 | 0,549 | 0,000 | 0,609 | 0,060 | 0,609 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
8 | 1,022 | 0,000 | 1,061 | 0,039 | 1,061 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
9 | 0,999 | 0,000 | 1,005 | 0,006 | 1,005 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
10 | 1,306 | 0,000 | 1,306 | 0,000 | 1,306 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
11 | 0,286 | 0,000 | 0,286 | 0,000 | 0,286 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
12 | 0,118 | 0,000 | 0,118 | 0,000 | 0,118 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
13 | 0,003 | 0,000 | 0,003 | 0,000 | 0,003 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 | 0,000 |
SUMA | 8,627 | 8,627 | 7,866 | 7,866 | 16,492 | 5,073 | 3,554 | 1,031 | 4,041 | 12,405 | 3,200 | 9,205 |
4. Dobór maszyn i urządzeń do schematu produkcji
4.1. Dobór przesiewaczy
Przesiewacze zostały dobrane na podstawie poniższych wzorów:
$$q = 321 \bullet d_{s}^{0,75}\ \left\lbrack \frac{m}{h} \right\rbrack$$ |
(4.1.1.) |
---|---|
$$F_{i} = \frac{V_{i}}{q_{i}}$$ |
(4.1.2.) |
gdzie,
ds- średnica oczka sita, m,
Fi- powierzchnia robocza przesiewacza, m2,
qi – wydajność jednostkowa przesiewacza, m3/h·m2,
Vi – strumienie wpływające na dany przesiewacz, m3/h.
Dobrano przesiewacze wibracyjne kołowe firmy LZG Łęczycza S.A.
Tab.4.1. Parametry techniczne przesiewaczy
Maszyna | dS [m] |
Q [m3/h] |
q [m3/h·m2] |
F [m2] |
Ilość [szt.] | Nazwa | Moc silników [kW] |
Masa [kg] |
---|---|---|---|---|---|---|---|---|
P1 | 0,0315 | 20,00 | 24,00 | 0,83 | 1 | WPB521 1,4×4 |
11 | 4900 |
0,002 | 15,67 | 3,04 | 5,16 | |||||
P2 | 0,016 | 16,49 | 14,44 | 1,14 | 1 | WPB211 1,1×2,4 |
950 | |
0,008 | 8,63 | 8,59 | 1,00 | 4 | ||||
0,002 | 5,07 | 3,04 | 1,67 | |||||
Odwadniacz | 0,0005 | 12,40 | 1,07 | 13,31 | 1 | LT/2 16-50m3/h |
1,1 | 2920 |
4.2. Dobór kruszarek
Ze względu na rodzaj kruszywa oraz wymiary frakcji dobrano kruszarki stożkowe firmy MFL Austria typu CC.
Tab.4.2. Parametry techniczne kruszarek
e [mm] |
q [m3/h] |
Q [m3/h·mm] |
ρ [t/m3] |
A [mm] |
Ilość | Nazwa | Masa [kg] |
Moc [kW] | |
---|---|---|---|---|---|---|---|---|---|
K1 | 22 | 8,63 | 189,79 | 1,6 | 120 | 1 | CC 120-5 (80-131) |
15 400 | 250 |
K2 | 6 | 7,87 | 47,19 | 1,6 | 30 | 1 | CC 102-3 (25-36) |
5 400 | 160 |
5. Obliczenia ekonomiczne: koszty produkcji - inwestycyjny, operacyjny, jednostkowy
5.1. Koszty inwestycyjne
$$K_{I}\ \ = \ \sum_{i}^{n}\alpha_{n} \bullet Y_{n}\ \lbrack zl\rbrack$$ |
(5.1.1.) |
---|
Yn = G • Cjedn [zl] |
(5.1.2.) |
---|
gdzie,
KI – koszty inwestycyjne, zł,
αn – stopa amortyzacji, przyjęto 10%
Yn – cena maszyn podstawowych, zł,
G – ciężar maszyn, kg,
Cjedn – rynkowa cena za 1 kg masy maszyn (10$ dla kruszarek i przesiewaczy).
Aktualnie kurs dolara wynosi 1 $=3,10zł
Tab.5.1. Koszty inwestycyjne
Maszyna | αn [%] |
Liczba maszyn | G [kg] |
Cj [$/kg] |
Yn [zł] |
KI [zł] |
---|---|---|---|---|---|---|
K1 | 0,1 | 1 | 15 400 | 31 | 477400 | 47740 |
K2 | 1 | 5 400 | 31 | 167400 | 16740 | |
P1 | 1 | 4900 | 31 | 151900 | 15190 | |
P2 | 1 | 950 | 31 | 32550 | 3255 | |
Odwadniacz | 1 | 2920 | 31 | 90520 | 9052 | |
Suma | 919770 | 91977 |
5.2. Koszty remontów i konserwacji
$$K_{\text{rk}} = \sum_{}^{}{\beta \bullet W_{\text{PM}}}\ \left\lbrack zl \right\rbrack$$ |
(5.2) |
---|
gdzie,
β - współczynnik remontów i konserwacji, równy 0,12, -,
WPM - wartość początkowa maszyny, zł.
Tab.5.2. Koszty remontów i konserwacji
Maszyna | Współczynnik remontów i konserwacji [-] |
Wartość początkowa maszyn [zł] |
Koszt remontów i konserwacji maszyn [zł] |
---|---|---|---|
K1 | 0,12 | 477 400 | 57 288 |
K2 | 0,12 | 167 400 | 20 088 |
P1 | 0,12 | 151 900 | 18 228 |
P2 | 0,12 | 32 550 | 3 906 |
O | 0,12 | 90 520 | 10 862,4 |
Suma | 110 372,4 |
5.3. Koszty energii
$$K_{E} = \sum_{}^{}{E_{t} \bullet Q_{r} \bullet C_{\text{jE}}}$$ |
(5.3.1.) |
---|
gdzie,
Et – zużycie energii na przerobienie 1 t, kWh/t,
Qr – wydobycie roczne, t,
CjE – cena jednostkowa za 1kWh, zł/ kWh, przyjęto 0,32 zł/kWh.
Aby obliczyć wydajność roczną dla danej maszyny korzystano z poniższych równań:
Te = (1 − Pa)•Td |
(5.3.2.) |
---|
gdzie,
Te – czas efektywny, h/r,
Pa – prawdopodobieństwo awarii,-,
Td – czas dyspozycyjny, h/t.
Te = (1−0,3671) • 2086 = 1 320 h/r |
(5.3.2.’) |
---|
Wydajność roczna dla danej maszyny:
Qr = Q • Te • ρ |
(5.3.3.) |
---|
gdzie,
ρ – gęstość nasypowa, t/m3,
Qr – wydajność roczna, t/r,
Te – czas efektywny, h/r,
Q – wydajność, m3/h.
Tab.5.3. Koszty energii
Maszyna | Et [kWh/t] |
Q [m3/h ] |
Gęstość objętościowa [t/m3] | Qr [t/r] |
CjE [zł/kWh] | KE [zł] |
|
---|---|---|---|---|---|---|---|
K1 | 1,317 | 8,63 | 1,6 | 18 220,57 | 0,32 | 7 680,39 | |
K2 | 3,390 | 7,87 | 1,6 | 16 613,05 | 0,32 | 18 023,33 | |
P1 | 0,348 | 15,67 | 1,6 | 33 086,46 | 0,32 | 3 639,51 | |
P2 | 0,204 | 5,07 | 1,6 | 10 714,17 | 0,32 | 690,97 | |
O | 0,056 | 12,40 | 1,6 | 26 200,10 | 0,32 | 464,66 | |
Suma | 30 498,87 |
5.4. Koszty płac
Kp = 12 • (1+0,68) • Lz • Pm [zl] |
(5.4.1.) |
---|---|
$$L_{z} = \frac{Q_{r}}{50\ 000}\ \lbrack szt.\rbrack$$ |
(5.4.2.) |
$$Q_{r} = \frac{V \bullet \rho}{T}\ \left\lbrack \frac{t}{r} \right\rbrack$$ |
(5.4.3.) |
gdzie,
Lz– liczba zatrudnionych, szt.,
Pm– miesięczna pensja, zł,
KP – koszty płac, zł,
Qr – wydajność roczna kopalni, t/r,
V – zasoby, m3,
T – czas eksploatacji, lata,
ρ - gęstość nasypowa, t/m3.
Kp = 12 • (1+0,68) • 1 • 3000 = 60 480 zl |
(5.4.1.’) |
---|
Tab.5.4. Koszty płac
Wydajność [Mg/r] |
Płaca minimalna [zł] |
Liczba pracowników [os.] |
Koszty płac [zł] |
---|---|---|---|
373 843,48 | 3 000 | 8 | 483 840 |
5.5. Całkowity koszt produkcji w trakcie eksploatacji
K = Ki + Kre + KE + Kp + Kr [zl] |
(5.5.1.) |
---|
K(i) = Ki • (1+i)n [zl] |
(5.5.2.) |
---|
gdzie,
Ki - koszty inwestycyjne, zł,
Kre - koszty remontów i konserwacji, zł,
KE - koszty energii, zł,
Kp - koszty płac, zł,
K(i) - koszt produkcji w kolejnych latach eksploatacji, zł,
Ki - koszt, zł,
Kr - koszt rekultywacji, zł,
i - stopa procentowa inflacji równa – 1,3, %,
n - lata eksploatacji, lat.
5.6. Jednostkowy koszt produkcji
$$k_{j} = \frac{\sum_{}^{}K}{Q_{\text{ef}}}$$ |
(5.6.1.) |
---|
gdzie:
$\sum_{}^{}K$- suma kosztów, zł,
Qef- wydajność efektywna, m3/h.
Qef = (1−Pa) • Td • V0 |
(5.6.2.) | |
---|---|---|
Qef = (1−0,3671) • 2086 • 20 = 26 401, 36 m3/h | (5.6.2.’) |
Koszty (Cj) poszczególnych frakcji zostały wprowadzone na podstawie stron internetowych [1].
Tab.5.6.1. Przychody dla pierwszego roku wydobycia
Produkt | Q [Mg/r] |
Cj [zł/Mg] |
Przychód [zł/rok] |
---|---|---|---|
l.p. | d(i-1) | ||
1 | 0-0,5 | 19201,575 | 19 |
2 | 0,5-2 | 6674,651 | 25 |
3 | 2-8 | 8430,120 | 60 |
4 | 8-16 | 7413,611 | 60 |
SUMA |
Wyk.5.6. Przychód za poszczególne frakcje
Tab.5.6.2. Zestawienie kosztów dla każdego roku
Rok [-] |
Inflacja [-] |
Ki [zł] |
Kre [zł] |
Kp [zł] |
Ke [zł] |
Kr [zł] |
[zł] |
Kj [zł/m3] |
---|---|---|---|---|---|---|---|---|
0 | 0,013 | 45988,50 | 110372,40 | 483 840,00 | 30498,87 | 741 803,64 | 1 412 503,41 | 53,50 |
1 | 0,013 | 45988,50 | 111807,24 | 490 129,92 | 30895,35 | 751 447,09 | 1 430 268,10 | 54,17 |
2 | 0,013 | 45988,50 | 107521,37 | 496 501,61 | 31296,99 | 761 215,90 | 1 442 524,37 | 54,64 |
Tab.5.6.2. Rentowność inwestycji
Rok [-] |
Suma kosztów [zł] |
Przychód [zł] |
Zysk netto [zł] |
Skumulowany zysk netto [zł] |
Zwrot [zł] |
---|---|---|---|---|---|
0 | 1 412 503,41 | 1 482 320,09 | 69 816,69 | 69 816,69 | -22 160,31 |
1 | 1 430 268,10 | 1 501 590,26 | 71 322,15 | 141 138,84 | 49 161,84 |
2 | 1 442 524,37 | 1 521 110,93 | 78 586,56 | 149 908,71 | 12 7748,39 |
Inwestycja zostanie zwrócona w pierwszym roku produkcji.
6. Koncepcja rekultywacji i zagospodarowania wyrobisk
Niezależną ocenę specjalistyczną przedstawiono w postaci tzw. macierzy eksperta. Macierz eksperta to ilościowa ocena skutków polityki gmin i przedsiębiorców górniczych (i/lub propozycji własnych). Poprzez ilościowe określenie skutków danej polityki (preferencji każdego z uczestników) dla zasobów lokalnego środowiska wybrano najkorzystniejszy wariant sposobu zagospodarowania. System składa się z trzech elementów:
• macierzy ocen skutków wyboru określonego sposobu zagospodarowania
na funkcjonalność terenu,
• polityki kopalni przez określenie listy kierunków rekultywacji, co jest równoznaczne
z preferencjami sposobu zagospodarowania,
• polityki gminy, czyli listy preferencji zagospodarowania terenu.
Tab. 6.1. macierz ocen skutków wyboru określonego sposobu zagospodarowania
na funkcjonalność terenu.
Kierunek\wpływ na | Rolnictwo | Zasoby leśne | Zasoby wodne | Zasoby przyrody | Gospodarka |
---|---|---|---|---|---|
Rolny | 0 | -0,3 | -0,2 | -0,3 | 0 |
Leśny | -0,1 | 0,5 | 0 | 0,5 | -0,3 |
Wodny | 0,3 | 0,15 | 0,2 | 0,2 | 0 |
Przyrodniczy | -0,3 | 0,3 | 0,2 | 0,7 | -0,3 |
Gospodarczy | -0,5 | -0,5 | -0,3 | -0,2 | 0,5 |
Tab.6.2. Preferencje uczestników procesu
Kierunek\Uczestnik | Preferencja 1 -mpzp | Preferencja 2 - autora | Preferencja 3 - autora |
---|---|---|---|
Rolny | 0 | 0 | 0 |
Leśny | 0,2 | 0,4 | 0,3 |
Wodny | 0 | 0 | 0,4 |
Przyrodniczy | 0,2 | 0,6 | 0,3 |
Gospodarczy | 0,6 | 0 | 0 |
suma | 1 | 1 | 1 |
Tab.6.3. Wynik wyboru polityki (preferencji) na wartość środowiska
w określonych komponentach
Kierunek\Uczestnik | Preferencja 1 -mpzp | Preferencja 2 - autora | Preferencja 3 - autora |
---|---|---|---|
Rolny | -0,12 | -0,3 | -0,26 |
Leśny | 0,02 | 0,5 | 0,3 |
Wodny | 0,07 | 0,18 | 0,185 |
Przyrodniczy | 0,02 | 0,54 | 0,38 |
Gospodarczy | 0,16 | -0,32 | -0,33 |
suma | 0,15 | 0,6 | 0,275 |
6.1. Techniczny opis rekultywacji
Projektowanym kierunkiem rekultywacji jest obszar leśny (40%) oraz przyrodniczy (60%). Będzie potrzebne 116 620,32 t materiału aby zasypać 77 746,88 m3. Wyrobisko zostanie wypełnione glebą i ziemią, w tym kamienie (kod 170504). Wybrane kierunki rekultywacji to:
Leśny.rekreacja
Przyrodniczy.tereny zielone
Tereny zielone będą porośnięte roślinnością zieloną taką jak: parki, skwery, polany. Natomiast teren leśny będzie rekultywowany w kierunku rekreacji. Na tym terenie będą znajdować się takie tereny jak ścieżki pieszo-rowerowe, ścieżki zdrowotne,
place zabaw itp.
Tab.6.1. Koszty dla danego kierunku rekultywacji
Kierunek rekultywacji | Powierzchnia [m2] |
Cena jednostkowa [m2/zł] |
Koszt [zł] |
---|---|---|---|
Leśny.rekreacja | 13736,18 | 118,95 | 714981,5 |
Przyrodniczy.tereny zielone | 18146,13 | 3,38 | 26822,13 |
6.2.1. Ukształtowanie rzeźby terenu
Dno wyrobiska zostanie pokryte materiałem pochodzącym z terenów
z poza rekultywowanego obszaru (glebą i ziemią wraz z kamieniami- kod 170504). Dno wyrobiska znajduje się średnio na wysokości 270 m n. p. m. zostanie zasypane do wysokości 284 m n.p.m. czyli około 14 m. Do zepchnięcia skały płonnej do wyrobiska wykorzysta się 2 spycharki (firmy Komatsu 375D) o pojemności lemiesza 22 m3. Czas spychania materiału wyniesie około 6 miesięcy czasu. Transport materiału przeznaczonego do wypełnienia wyrobiska będzie się odbywać samochodami samowyładowczymiRoboty rekultywacyjne prowadzone będą maszynami do robót ziemnych –przedsiębierną koparką jednonaczyniową na podwoziu gąsienicowym, równiarką(spycharką). Teren leśny będzie znajdował się na miejscu wyrobiska. Teren przeznaczony pod teren przyrodniczy zostanie dodatkowo wyrównany.
6.2.2. Regulacja stosunków wodnych
Uregulowanie warunków hydrologicznych nie jest potrzebne, gdyż
zwierciadło wód gruntowych jest poniżej 1,0 m od powierzchni zrekultywowanej.
6.2.3. Odtworzenie gleby metodą techniczną
Do tworzenia gleby wykorzystujemy humus który został zebrany jako nadkład przed eksploatacją i zezwałowany na zwałowisku zewnętrznym. Transport nadkładu będzie odbywał się za pomocą spycharek, a następnie będzie rozłożony równomiernie na grubość 0,3 m. Aby pokryć całą powierzchnię rekultywowanego terenu potrzeba 9 564,70 m3 humusu, zwałowisko zewnętrzne posiada 8 853,44 m3 potrzebnego materiału. Pozostała część (711,26 m3) zostanie zakupiona i przywieziona na miejsce obszaru rekultywacji.
6.2.4. Budowa lub odbudowa dróg, przepustów, mostów itp. niezbędna
dla użytkowania terenu
W ramach realizacji terenu przyrodniczego zaplanowano budowę ścieżki
rowerowo-spacerowej o dł. 1,5 km z piasku i żwiru, o szerokości 3 m. Droga zostanie zbudowana za pomocą spycharki (Komatsu D85PX-15) oraz utwardzona przez walec Walec drogowy ( firmy Hamm HD+ 140 VV). Na terenie terenu przyrodniczego przy drodze dojazdowej zaprojektowany został parking. Powierzchnia parkingu wynosi 248m2, która pomieści około 20 samochodów. Niezbędna do użytkowania terenu jest droga asfaltowa dojazdowa na teren ośrodka wypoczynkowego o szerokości 6m
i długości 50 m umożliwiająca dojazd do drogi głównej. Budowa drogi zostanie również zrealizowana powyższymi sprzętami. Grubość pokładu drogi i parkingu wynosi 0,15m.
Zgodnie z mapą ewidencyjną powierzchnię obszaru rekultywacji stanowią
w zdecydowanej większości grunty orne VI klasy bonitacyjnej, niewielką powierzchnię zajmują grunty rolne V klasy bonitacyjnej oraz nieużytki. Gleby występujące w obrębie złoża są glebami mineralnymi wytworzonymi z piasków luźnych. Na części powierzchni złoża profil glebowy jest bardzo słabo wykształcony co jest związane z prowadzoną kilkadziesiąt lat temu eksploatacją piasku. Około 60% powierzchni obszaru rekultywacji nie posiada pierwotnie wytworzonej pokrywy glebowej i szaty roślinnej.
W występującym gruncie zastosujemy nawożenie mineralne NPK (azotowo – fosforowo – potasowe) w stosunku 60 kg/ha K2O, 210 kg/ha P2O5 i 100 kg/ha N.
W przeliczeniu na naszą powierzchnię wyrobiska 3,2 ha zużyjemy następujące ilości 192 kg K2O, 672 kg P2O5 oraz 320 kg N, w sumie da 1184 kg nawozu mineralnego.
Po procesie nawożenia nastąpi wprowadzenie roślinności zielnej pełniącej funkcje przeciwerozyjne i próchniczotwórcze.
Aby uzyskać glebę przydatną do życia roślin należy stworzyć powierzchnię poziomu próchniczego. W tym celu wprowadza się do wierzchniej warstwy gruntów dużej ilości masy roślinnej. W pierwszym okresie wzrostu zastosujemy lucernę o masie 50kg/ha.
W przeliczeniu na naszą powierzchnie wyrobiska 3,2 ha otrzymamy 160kg lucerny. Następnie wykonamy zaoranie, co pozwoli na otrzymanie w powierzchniowej warstwie dużych zasobów materii organicznej. Zastosowanie jedynie lucerny nie daje gwarancji całkowitego pokrycia terenu roślinnością w drugim lub trzecim roku użytkowania. Dlatego też należy zastosować mieszanki traw, dzięki którym prawdopodobnie otrzymamy całkowite pokrycie terenu.
Na naszym terenie zastosujemy następującą mieszankę traw przeznaczonych
do uregulowanych stosunków wodnych (35 kg/ha) dla 3,2 ha= 112 kg
Kostrzewa łąkowa – 30 % = 33,60 kg
Tymotka łąkowa – 15 % = 16,80 kg
Wiechlina łąkowa – 10 % = 11,20 kg
Kostrzewa czerwona – 40 % = 44,80 kg
Koniczyna biała – 5 % = 5,6 kg
Do zalesiania zostaną wykorzystane głównie sosny i brzozy, ponieważ teren rekultywowany sąsiaduje z lasem sosnowo-brzozowym. Wybrane drzewa dobrze się przyjmują na glebach o niskich klasach. Każdy gatunek ma określoną powierzchnię
na której zostanie zasadzony. Gatunki nie będą występować na tej samej powierzchni, wydzielony zostanie teren przeznaczony dla określonego gatunku. Zalesiony obszar
ma powierzchnię 1,28 ha zastosujemy więc następującą mieszankę drzew:
Gatunek główny (75%): Sosna zwyczajna o więźbie sadzenia 1,4 x 0,7 m
- 45 % na obszarze 0,576 ha – razem 5 877 drzewa
Broza brodawkowata o więźbie sadzenia 1,4 x 1,5 m
- 30 % na obszarze 0,32 ha – razem 1 523 drzewa
Gatunek pomocniczy (20%): Olsza szara o więźbie sadzenia 1,4 x 1,5 m
- 20% na obszarze 0,31 ha – razem 1 476 drzewa
Gatunek biocenotyczny i uzupełniający: Bez czarny o więźbie sadzenia 3 x 5 m
- 5% na obszarze 0,064 ha – razem 42 drzewa
Wprowadzimy również krzewy spełniające funkcje przeciwerozyjne
i próchniczotwórze. Wykorzystamy gatunki: Karagana Syberyjska (100szt.,
w rozstawa 0,3 m ) oraz Czeremcha zwyczajna (100 szt., rozstawa 0,5 m).
Na terenie przyrodniczym zostaną również zasadzone drzewa. Drzewa
nie będą rozmieszczone tak gęsto jak w przypadku kierunku leśnego. Gatunki drzew będą częściowo pokrywały z gatunkami zastosowanymi do kierunku leśnego. Wprowadzone zostaną również różne gatunki krzewów, aby urozmaicić krajobraz parku. Wprowadzono takie gatunki jak:
a) drzewa
Lipa drobnolistna (500 szt.)
Sosna zwyczajna (500 szt.)
Broza brodawkowata (300 szt.)
Róża pomarszczona (400 szt.)
b) krzewy
Tamaryszek (100 szt.)
Wierzba iwa (100 szt.)
Czeremcha zwyczajna (100 szt.)
Pielęgnacja nasadzeń musi odbywać się systematycznie. Powodem tego jest sposób wykorzystania obszaru jako teren leśno- turystyczno – rekreacyjny, więc estetyczny wygląd otaczającej szaty roślinnej jest nieodzownym elementem jego całości. Zakładamy, że nasadzenia roślinne będą nawożone co cztery lata, a usuwanie ewentualnych wypadów będzie przeprowadzane na bieżąco. Po roku na terenie zostaną posadzone nowe sadzonki w miejsce roślin, które nie przyjęły się w glebie.
6.4. Zakres robót oraz czas zakończenia
Tab.6.4. Harmonogram robót rekultywacyjnych
Lp. | Czynność | Faza | Czas (miesiące) |
Data wykonywanych prac |
---|---|---|---|---|
1. |
|
przygotowawcza | - | 1.02.2014 r. |
2. |
|
techniczna | 1 | 1.03.2014 r. |
3. |
|
techniczna | 6 | 1.09.2014 r. |
5. |
|
techniczna | 3 | 1.12.2014 r. |
6. | Okres przerwania robót | - | 3 | 1.03.2015 r. |
7. | Proces tworzenia gleby - rozłożenie 0,3 m warstwy humusu | techniczna | 6 | 1.09.2015 r. |
8. | Budowa ścieżek rowerowych o oraz drogi | techniczna | 3 | 1.12.2015 r. |
9. | Okres przerwania robót | - | 3 | 1.03.2016 r. |
10. | Budowa ścieżek rowerowych o oraz drogi | techniczna | 3 | 1.06.2016 r. |
|
Nawożenie gruntu - nawożenie mineralne NPK (azotowo – fosforowo – potasowe) | biologiczna | 4 | 1.10.2016 r. |
12. | Okres przerwania robót | - | 5 | 1.03.2017 r. |
13. |
|
biologiczna | 6 | 1.09.2017 r. |
13. | Przyoranie gruntu | biologiczna | 0,5 | 15.09.2017 r. |
|
|
|
|
|
15. | Okres przerwania robót | - | 5 | 1.03.2018 r. |
16. |
|
biologiczna | 6 (w tym samym czasie) |
1.09.2018 r. |
17. | Budowa, rozmieszczenie obiektów rekreacyjnych – placu zabaw, ławek itd. |
biologiczna | ||
18. | Pielęgnacja nasadzeń i nawożenie roślin | biologiczna | 5 | 1.02.2019 r. |
- | Całkowity okres rekultywacji | - | Suma 60 | Razem 5 lat |
6.5. Sposób finansowania
Rekultywacja zostanie sfinansowana ze środków Funduszu Likwidacji Zakładu Górniczego. Środki te są odkładane na cel rekultywacji od pierwszego roku prowadzonego wydobycia. Jeśli nie zostaną zebrane wystarczające środki przedsiębiorca posiada ubezpieczenie,
z którego zostaną pokryte pozostałe koszty robót i materiałów.
7. Wykaz źródeł wykorzystanych w projekcie
Cennik materiałów budowlanych, strona internetowa:
Wykłady z roku 2013 dr inż. U. Kaźmierczak
J. Malewski, „Gospodarka złożem i zarządzanie produkcją”, wykłady WGGiG Politechnika Wrocławska 2012
Katalog odwadniaczy B.H.Z. Jawo
Katalog przesiewaczy ŁZG Łęczyca S.A.
Katalog kruszarek MFL Austria
http://www.metso.com