Определение объемов основных видов работ при разработке угольного пласта

Размещено на http://www.allbest.ru

Размещено на http://www.allbest.ru

МИНИСТЕРСТВО ОБРАЗОВАНИЯ И НАУКИ УКРАИНЫ ДОНБАССКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ ТЕХНИЧЕСКРШ УНИВЕРСИТЕТ

КАФЕДРА РМПИ

Контрольная работа

по дисциплине "Проектирование шахт"

Выполнил: ст. гр. ГИ-10-1

Войченко Г.О.

Проверил: Окалелов В.С.

Алчевск 2014

Исходные данные

Вынимаемая мощность пласта, м…………………………………..1,05

Угол падения пласта, град……………………………………………..5

Объемный вес угля, т/м³............................................................................1,5

Относительная метанообильность, м³/т………………………………….5

Водоприток в лаву,………………………………………………………5

Размер шахтного поля:

по простиранию…………………………………………………..4000м

по падению………………………………………………………..2600м

Категория обрушаемости пород кровли…………………….……...А3

Категория устойчивости пород кровли……………………………..Б4

Категория устойчивости пород почвы……………………………...П3

Выбросоопасность угольного пласта………………………………нет

Склонность к самовозгоранию……………………………………..нет

Глубина разработки…………………………………………………533

Проектируемая часть шахтного поля………………………………Укл.

Марка угля……………………………………………………….………А

Зольность …………………………………………………………….20,0

Влажность……………………………………………………………2,9

1. Выбор конкурентоспособных вариантов технологических схем разработки угольных пластов

Базируясь на полученных знаниях из курса "Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых" и требованиях нормативных документов [1,2] следует избрать не менее двух, конкурентоспособных в заданных условиях, технологических схем разработки угольного пласта.

Для этих схем следует дать их детальное описание, указать порядок подготовки и разработки угольного пласта с указанием необходимых видов работ и последовательности их выполнения.

Кроме этого нужно на отдельных листах нарисовать эскизы избранных схем, указав на них основной и вспомогательный транспорт, проветривание, водоотлив и направление разработки очистительных забоев.

Для данных горно-геологических условий были выбраны следующие 5 схем:

1. Погоризонтная схема подготовки с проведением выемочной выработки вприсечку позади очистного забоя.

В данной схеме применяется столбовая система разработки длинными столбами по восстанию.

Для подготовки горизонта от вскрывающей пласт выработки на всю длину шахтного поля по простиранию проводится главные полевые откаточный и вентиляционный штреки, от них по падению пласта проводится два уклона (вспомогательный и людской), внизу уклонной части горизонта на всю длину шахтного поля по простиранию проводится дренажный штрек. Затем на всю длину горизонта проводятся откаточный и вентиляционный уклоны, нарезается печь и монтируется очистное оборудование.

Выемка производится обратным ходом от границ горизонта к центру шахтного поля. Порядок отработки горизонта последовательный, двусторонний.

Выработки погашаются вслед за лавой, а для нового столба выработки проводятся вприсечку.

Схема проветривания - возвратноточная.

Транспортирование полезного ископаемого осуществляется с откаточного уклона на главный откаточный штрек.

2. Погоризонтная схема подготовки с проведением вентиляционной выработки вслед за очистным забоем.

В данной схеме применяется система разработки - полосами по восстанию (комбинированная).

Для подготовки горизонта от вскрывающей пласт выработки проводятся главные полевые откаточный и вентиляционный штреки, от них по падению пласта проводят два уклона (вспомогательных и людской). Затем на всю длину горизонта по падению проводится откаточный уклон и вслед за очистным забоем проводится вентиляционный уклон. Пока отрабатывается данный выемочный участок параллельно этим работам ведутся работы по подготовке нового выемочного столба. Дренажный штрек проводится внизу уклонной части по мере отработки выкмочных столбов.

Выемка производится обратным ходом от нижних границ горизонта к центру шахтного поля. Порядок отработки горизонта последовательный, двусторонний.

Схема проветривания - прямоточная.

Транспортирование полезного ископаемого осуществляется с откаточного уклона на главный откаточный штрек.

3. Погоризонтная схема подготовки с повторным использованием выемочных выработок.

В данной схеме применяется комбинированная система разработки, длинными столбами по восстанию.

Для подготовки горизонта от вскрывающей пласт выработки проводятся главные полевые откаточный и вентиляционный штреки, от них по падению пласта проводят два уклона (вспомогательных и людской). Затем на всю длину горизонта по падению проводятся откаточный и вентиляционный уклон, нарезается печь и монтируется очистное оборудование. Параллельно этим работам ведутся работы по подготовке нового горизонта, дренажный штрек проводится внизу уклонной части по мере отработки очистного забоя.

Выемка производится обратным ходом от нижних границ горизонта к центру горизонта. Порядок отработки горизонта последовательный, двусторонний.

Вентиляционный уклон погашается вслед за лавой, а охрана откаточного уклона производится искусственными сооружениями.

Схема проветривания - прямоточная с обособленным разбавлением вредностей.

Транспортирование полезного ископаемого осуществляется с ярусного откаточного штрека на бремсберг и далее на главный откаточный штрек.

4. Панельная схема подготовки с проведением вент. штрека вслед за очистным забоем и повторным его использованием.

В данной схеме применяется комбинированная система разработки, столбами по простиранию.

Для подготовки панели от вскрывающей пласт выработки проводится главный полевой откаточный штрек, от него по восстанию пласта проводят два бремсберга (конвейерный и вспомогательных) затем на всю длину панели по простиранию проводится откаточный штрек, а вент, штрек проводится вслед за лавой.

Выемка производится обратным ходом от границ панели к её центру. Порядок отработки панели восходящий.

Откаточный штрек погашается вслед за лавой, а охрана вент, штрек -искусственные сооружения.

Схема проветривания - прямоточная.

Транспортирование полезного ископаемого осуществляется с ярусного откаточного штрека на бремсберг и далее на главный откаточный штрек.

5. Панельная схема подготовки с повторным использованием ярусных штреков.

В данной схеме применяется столбовая система разработки длинными столбами по простиранию.

Для подготовки панели от вскрывающей пласт выработки проводится главный полевой откаточный штрек, от него по восстанию пласта проводят, на всю длину панели, три бремсберга (1 конвейерный и 2вспомогательных) затем на всю длину панели по простиранию проводят ярусные вентиляционные и откаточные штреки, нарезается печь и монтируется очистное оборудование.

Выемка производится обратным ходом от границ панели к центру панели. Порядок отработки панели нисходящий, последовательный.

Охрана выработок искусственными сооружениями для повторного использования штреков.

Схема проветривания - прямоточная с обособленным разбавлением вредностей.

Транспортирование полезного ископаемого осуществляется с ярусного откаточного штрека на бремсберг и далее на главный откаточный штрек.

Анализ выбранных схем:

Для дальнейших расчетов выбираем погоризонтный способ подготовки, так как он наиболее перспективный при разработке угольных месторождений, также позволяет упростить подготовку шахтного поля и схему транспортировки угля в шахте, уменьшить протяженность и объем выработок по подготовке шахтного поля и тд.

При данных горно-технических и горно-геологических условиях выбираю:

- схема №1- погоризонтная схема подготовки с проведением выемочной выработки вприсечку позади очистного забоя. Достоинство этой схемы заключается в хорошем поддержание всех уклонов, позволяет применять этот способ на пластах залегающих на больших глубинах;

- схема №3 - погоризонтная схема подготовки с повторным использованием выемочных выработок. Рассмотренная система разработки обеспечивает быстрое развитие фронта очистных работ, эффективное проветривание лав обособленной струей, небольшие потери угля из-за отсутствия целиков.

2. Обоснование среднесуточной нагрузки на очистной забой с учётом окупаемости очистного оборудования

Рассчитываем промышленные запасы уклонной части шахтного поля:

Z = S · H · m · г · c, т

где: S - размер панели по простиранию, м;

H - размер панели по падению, м;

m - мощность пласта, м;

г - плотность угля, т/м3;

c - коэффициент извлечения угля (с=0,9).

Z = 400012001,051,50,9=6804000 т.

Принимаем для механизации очистных работ комплекс 1КМ-103 с комбайном 1К-103 и крепью сопряжения КСШ-5А.

Учитывая значительное подорожание очистного оборудования, рассчитываем среднесуточный объем добычи угля (А_с.д.), при котором капитальные затраты на оборудование окупятся в нормативный срок.

где: Е_п - нормативный коэффициент эффективности капитальных вложений,(0,15);

ц - цена 1 т угля (162 грн.);

с - себестоимость добычи угля по шахте в целом после внедрения новой техники (12,58 грн/т);

К - суммарные капитальные расходы на введение лавы в действие, грн (5571231 грн.).

Они включают в себя расходы на проведения горных выработок, монтажные и демонтажные работы, стоимость оборудования с учетом НДС.

Стоимость проведения выработок устанавливаем с учетом стоимостных показателей, которые следует устанавливать посредством расчетов на ЭВМ по соответствующим прикладным программам, разработанным на кафедре РРКК (с учетом коэффициентов индексации).

Стоимость монтажных работ следует принимать 10% от стоимости оборудования с НДС.

Кучкин О.Ю. ГИ-04-3у

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ КОРЕННЫХ, ГЛАВНЫХ И МАГИСТРАЛЬНЫХ

ПОДГОТАВЛИВАЮЩИХ ШТРЕКОВ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 16.05.07

1

X10B= 1.00¦X6= 2.00 ¦X7= 8.00 ¦X9= 14.20 ¦X8= 3.00

----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

1 М , ГРН ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 1271 Магистр. штрек

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК

ЗА СЧЕТ СРЕДСТВ ЭКСПЛУАТАЦИИ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 24.05.07

1 ¦ X54= 14.20 ¦ X55= 4.00 ¦ X57= 1.00 ¦ X8 = 3.00

¦ X58= 5.00 ¦ X59= 1.00 ¦ X56= 3.00 ¦ X11= 1.05

¦ X10B= 1.00¦ X60B= 1.00¦ X7= 8.00 ¦ X61= 2.00

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

1 М , ГРН ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 233 Гл. укл.

Определяем суммарную стоимость проведения выработок с учетом коэффициентов индексации:

?К_пр.= (?L_штр. q)+ (?L_ук. q), грн.

?К_пр.= (12000 4004)+ (2400_. 734)= 49809600 грн.

Определяем капитальные затраты на новое оборудование с учетом его доставки и монтажа;

, грн.

где: К_кр - стоимость мех. крепи М-103;

, грн.

где: К_сек - стоимость одной секции, грн.; (К_сек = 11859 грн.)

п_сек - количество секций по лаве, шт.;

, шт.

где: L_л - длина лавы, м (L_л = 200 м);

В_кр - ширина установки крепи М-103, м (В = 1,2 - согласно технической характеристики крепи).

шт.

грн.

Стоимость комбайна 1 К-103 принимаем по прейскуранту:

К_ком = 363890 грн.

Стоимость конвейера СПЦ-162 и насосной станции СНТ-32 (2 штуки), принимаем по прейскуранту:

К_конв = 920000 грн.

грн.

С учётом доставки и монтажа:

К_н + 10% = 3590777,3 грн.

Суммарные капитальные расходы на введение лавы в действие определяем по формуле:

К = ?К_пр + К_н, грн.

К =1980453 + 3590778 = 5571231 грн.

Так как по схеме №1 и схеме №2 все параметры одинаковы, то и расчет среднесуточной нагрузки будет одинаковым:

т/сут.

Рассчитанные по экономическому фактору значения среднесуточной нагрузки необходимо сравнить с нормативными значениями и проверить по газовому фактору.

По результатам прогноза, нормативная нагрузка на очистной забой составила 659 т/сут следовательно для дальнейших расчетов принимаем экономически обоснованную среднесуточную нагрузку на очистной забой 1795.

Произведем проверку по максимально допустимой нагрузке на очистной забой по газовому фактору:

где А - принятая нагрузка на очистной забой, т/сут;

I_оч - средняя абсолютная метанообильность очистной выработки, м³/т.с.д.;

где:q_оч - газообильность пласта, м³/т.с.д.;

Q_оч - минимальный расход воздуха в очистной выработки, м³/мин;

Q_оч= 60S_оч.maxV_maxK_о.з.,м³/мин

где: S_оч.max - максимальная площадь поперечного сечения призабойного пространства очистной выработки, м²;

V_max - максимально возможная по ПБ скорость движения воздуха, м/с (4,0м/с);

K_о.з - коэффициент учитывающий движение воздуха по части выработанного пространства, (1,25);

С - допустимая, согласно ПБ концентрация метана в исходящей из очистной выработки вентиляционной струе, % (1%);

С_о - концентрация газа в струе поступающей в очистной забой, % (0,05%).

Для обоих схем проверка по фактору вентиляции получится одинаковая:

Схема №1 и схема №2:

Q_оч = 605,24,01,25=1560 м³/мин

Т.к. допустимая нагрузка по газовому фактору не ограничивает добычу угля, к дальнейшим расчетам принимаем экономически обоснованную среднесуточную нагрузку на очистной забой, а именно 1795 т/сут.

3. Определение оптимальных размеров частей шахтного поля

После обоснования среднесуточной добычи угля из очистного забоя определяем оптимальные размеры частей шахтного поля для выше указанных технологических схем.

3.1 Определение оптимальной длины лавы

Оптимальную длину лавы (_о) следует рассчитать по упрощенной формуле:

где: ?К_п.в. - суммарная стоимость проведения 1 м подготовительных выработок для семы №1 и схемы №2, грн.; (1468 грн.);

?К_п.л. - суммарная стоимость приемно-отправных площадок, грн.;

L_п - длина поля выемки, м (1200 м);

т - вынимаемая мощность пласта, м (1,05 м);

- удельный вес угля, т/м3 (1,5 т/м³);

с - коэффициент добычи запасов (0,9);

?l_н - суммарная длина ниш;

R₂ - полная тарифная ставка рабочего очистного забоя, грн.;

N_н - норма вынимания угля в нишах, т/чел.см.;

R_р - полная тарифная ставка слесаря по ремонту машин и механизмов, грн. (61,5 грн.);

- часть длины лавы, которая обслуживается одним слесарем (50 м);

К_li - стоимость і-го оборудования в лаве, масса которого постоянная на 1 м длины лавы, грн./м (стоимость 1 м гидрофицированной крепи - 9883 грн/м, конвейера - 4600 грн/м.);

_1і - коэффициент, который учитывает резервы оборудования (1,37 - гидрофицированое крепление, 1,25 - конвейеры, 1,4 -гидродонкраты, 1,3 - индивидуальное крепление и посадочные стояки);

- суточная норма амортизации і-го оборудования, масса которого постоянная на 1 м длины лавы (0,0012).

При выполнении расчетов следует обратить внимание на то, что при применении безнишивой технологии вынимания угля ?l_н = 0. В тех случаях, когда нет приемно-отправных площадок (например при погоризонтной подготовке) затраты на их сооружения отсутствуют.

м.

Для дальнейших расчетов принимаем длину лавы равную длине комплекса в поставке 220 м.

3.2.1 Определение оптимальной длины выемочного поля при погоризонтной подготовке

При погоризонтной подготовке с выниманием угля по падению или по восстанию пласта нужно определить наклонную высоту горизонта (Нг):

где: Н - покатая высота шахтного поля, м;

х - количество вынимаемых степеней (горизонтов).



где С₁ - коэффициент, который учитывает расходы, что увеличиваются с увеличением х;

С₂ - коэффициент, который учитывает расходы, что уменьшаются с увеличением х.

Для расчетов С₁ и С₂ нужно составляем економико-математическую модель, которая учитывает расходы на проведение горных выработок, их поддержку и транспортировку угля. Полученную модель нужно продифференцировать по х и приравнять полученное равнение к нулю. После чего нужно решать это уравнение относительно х.

В конечном виде при раскрытии угольных пластов вертикальными стволами и погоризонтными квершлагами без деления шахтного поля на блоки коэффициенты С₁ и С₂ следует рассчитывать по формулам (3.4) и (3.5)

где: s -размер шахтного поля по простиранию, м (4000 м);

?р - суммарная производительность всех рабочих пластов(1,57), т/м2;

С - коэффициент извлечения угля (0,9);

?К_ц.у. - суммарная стоимость проведения 1м центральных уклонов по всем пластам, грн. (6759 грн);

?К_ств.- суммарная стоимость проведения 1м главных стволов, грн. (13847грн.);

Н - размер шахтного поля по падению, м (2600 м);

А_ш.р. - годовой объем добычи угля по шахте, т;

?б- суммарное расстояние между пластами по нормали, м;

?r_кв. - суммарная стоимость поддержания 1 м на год квершлагов, грн.;

б - угол падения пласта, град.;

?r_ств - суммарная стоимость поддержания 1 м в год главных стволов(214 грн.), грн.;

?r_ц.х. - суммарная стоимость поддержания 1 м в год центральных уклонов по всем пластам, грн. (129 грн.);

?р^/ - суммарная производительность одновременно разрабатываемых пластов, (1,65)т/м²;

?r_у.в. - суммарная стоимость поддержания 1 м на год выемочных уклонов по всем пластам, грн.(232 грн), (137 грн.);

?r_х.в - суммарная стоимость поддержания 1 м на год выемочных ходков по всем пластам, грн. (154 грн.);

g_кв.. - стоимость 1 т·м транспорта угля по квершлагу, грн.;

g_ств.. - стоимость 1 т·м подъема угля по стволу, грн. (0,00096 грн.);

g_у.в.. - стоимость 1 т·м транспорта по выемочному уклону, грн. (0,00599 грн.);

g_ств^в - стоимость 1 т·м водоотлива по стволу, грн. (0,0009 грн.);

g_ц.у.^в - стоимость 1 т·м водоотлива по центральному уклону, грн.(0,001);

п_в.ств. - количество степеней выемок в шахтном поле (ориентировочно 2).

В первую очередь определяем годовую мощность шахты:

, тыс. т,

где:

,

а и в^' - коэффициент, который принимаем согласно табл. 3.1 (мет. указ.)

а = 4,4; в^' = 0,1.

А_в.м. - месячная нагрузка на очистной забой, тыс. т;

,

где: п_р.д. - количество рабочих дней в месяц, дн;

Для схем №1 и №2:

тыс.т,

,

тыс.т.

Вследствие выполненных прогнозов посредством программ на ЭВМ и коррекция полученных результатов были установлены:

?К_ц.у.= 1468 грн.; ?К_ств = 13847 грн.; ?r_ств = 61,5 грн.; ?r_ц.х = 129 грн.; ?r_у.в = 137 грн. (схема №1), ?r_у.в = 232 грн. (схема №2); ?r_х.в = 154 грн.; g_ств. = 0,00096 грн.; g_у.в.. = 0,00599 грн.; g_ств^в = 0,0009 грн.; g_ц.у.^в = 0,001 грн.

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ВЕРТИКАЛЬНЫХ И НАКЛОННЫХ СТВОЛОВ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1 ¦ X1= 22.20 ¦ X2= 1.00 ¦ X4= 1.00 ¦

¦ X5= 1.00 ¦ ¦ X3= 1.00 ¦

-----------------------------------------------------------------------------

2 ¦ X1= 19.80 ¦ X2= 1.00 ¦ X4= 1.00 ¦

¦ X5= 2.00 ¦ ¦ X3= 1.00 ¦

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТАЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

1 М , ГРН ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 2050 Верт. ствол

2 2346 Скиповой ствол

ЗАТРАТЫ НА КОНВЕЙЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1 ¦ X31= 1300.00 ¦ X33= 11.00

¦ X34= 48.00 ¦ X32= 2.00

¦ X30B= 360.00 ¦ X35= .04

---------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ КАПИТАЛЬНЫЕ ЭКСПЛУАТАЦ. ГЛУБИНА ТРАНСПОРТНЫХ

ФАКТОРОВ ЗАТРАТЫ, ЗАТРАТЫ ВЫРАБОТОК

ТЫС. ГРН ГРН / Т*М*ГОД (ТРАНСПОРТНЫЙ ГОРИЗОНТ)

----------- ---------------------------------------------------------------

1 4596 .00059918 Конв. укл.

ЗАТРАТЫ НА ПОДДЕРЖАНИЕ ПЛАСТОВЫХ ШТРЕКОВ И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК

ПРИ СТОЛБОВОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1 ¦ X9= 12.50¦ X12= 1300.00¦ X19= 3.00¦ X8 = 3.00

¦ X14= 480.00¦ X16= 2.00¦ X13= 533.00¦ X11= 1.05

¦ X80B= 1.60¦X20B= 15.00¦ X97= 2.50¦ X96= 1300.00

-----------------------------------------------------------------------------

2 ¦ X9= 12.50¦ X12= 1300.00¦ X19= 3.00¦ X8 = 3.00

¦ X14= 480.00¦ X16= 2.00¦ X13= 533.00¦ X11= 1.05

¦ X80B= 1.60¦X20B= 22.00¦ X97= 2.50¦ X96= 1300.00

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

ГРН / М*ГОД ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 49 Конв. укл. Сх.№1

2 83 Конв. укл Сх. №2

Кучкин О.Ю. ГИ-04-3у

ЗАТРАТЫ НА ПОДДЕРЖАНИЕ ПЛАСТОВЫХ ШТРЕКОВ И НАКЛОННЫХ ВЫРАБОТОК

ПРИ СТОЛБОВОЙ СИСТЕМЕ РАЗРАБОТКИ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 26.05.07

1 ¦ X9= 12.50¦ X12= 1200.00¦ X19= 3.00¦ X8 = 3.00

¦ X14= 480.00¦ X16= 2.00¦ X13= 533.00¦ X11= 1.05

¦ X80B= 1.60¦X20B= 21.00¦ X97= 2.50¦ X96= 1200.00

-----------------------------------------------------------------------------

2 ¦ X9= 12.50¦ X12= 1200.00¦ X19= 3.00¦ X8 = 3.00

¦ X14= 480.00¦ X16= 2.00¦ X13= 533.00¦ X11= 1.05

¦ X80B= 1.60¦X20B= 21.00¦ X97= 2.50¦ X96= 1200.00

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

ГРН / М*ГОД ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 55 Ходок сх.№1

2 55 Ходок №2

ЗАТРАТЫ НА ПОДДЕРЖАНИЕ ПОЛЕВЫХ И ПЛАСТОВЫХ ВЫРАБОТОК,

ПОДДЕРЖИВАЕМЫХ В МАССИВЕ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1 ¦ X9= 14.20¦ X8 = 3.00

¦ X13= 533.00¦ X16= 2.00

---------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПОДДЕРЖАНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

ГРН / М*ГОД ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 23 Центр. укл.

ЗАТРАТЫ НА ПОДЪЕМ ПО ВЕРТИКАЛЬНЫМ СТВОЛАМ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1 ¦ X36= 120.00 ¦ X37= 462.00 ¦

¦ X39= 2.00 ¦ X41= 300.00 ¦ X38= 533.00

¦ ¦ X40B= 462.00¦ X35= .56

--------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ КАПИТАЛЬНЫЕ ЭКСПЛУАТАЦ. НАИМЕНОВАНИЕ СТВОЛА

ФАКТОРОВ ЗАТРАТЫ, ЗАТРАТЫ

ТЫС. ГРН ГРН / Т*М*ГОД

----------- ---------------------------------------------------------------

1 3742 .00096117 Верт. ств.

ЗАТРАТЫ НА ГЛАВНЫЙ ВОДООТЛИВ

ТАВЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 25.05.07

1

X35= .30¦X36= 70.00 ¦X42= 260.00 ¦X8= 4.00 ¦X43= 533.00

-----------------------------------------------------------------------------

2

X35= .30¦X36= 70.00 ¦X42= 260.00 ¦X8= 3.00 ¦X43= 1200.00

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ КАПИТАЛЬНЫЕ ЗАТРАТЫ, ЭКСПЛУАТАЦ. НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

ФАКТОРОВ ТЫС. ГРН ЗАТРАТЫ, ПЛАСТА

ТЫС. ГРН/ГОД

----------- ----------------------------------------------------------------

1 943 392 Верт. ств

2 1347 538 Уклон

Для схемы № 1:

Для схемы № 2:

где: К_о.д. - стоимость сооружения околоствольного двора, грн.;

К_кв. - стоимость проведения 1 м квершлага, грн.;

?К_м.ш. - суммарная стоимость проведения 1 м магистральных штреков по всем пластам, грн.;

?К_ш.м ^вос - суммарная стоимость восстановления 1 м магистральных штреков по всем пластам, грн.;

?К_к.м. - суммарная стоимость проведения 1 м монтажных камер по всем пластам, грн.;

?К_м.д. - суммарная стоимость монтажа и демонтажа оборудования в лаве по всем пластам, грн.

Отработку горизонта производим от границ шахтного поля следовательно магистральные штреки восстанавливаться не будут.

Вследствие выполненных прогнозов посредством программ на ЭВМ и коррекция полученных результатов были установлены:

К_о.д = 756 тыс. грн.; ?К_м.ш. = 12011 грн.; ?К_к.м = 1115 грн.; ?К_м.д = 557123 грн.

Кучкин О.Ю. ГИ-04-3у

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ОКОЛОСТВОЛЬНЫХ ДВОРОВ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 27.05.07

1 ¦ X13= 533.00 ¦ X59= 1.00 ¦ X98= 1400.00

KOP= 1.0 ТАВМПОНАЖ:

---------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ ЗАТРАТЫ НА СООРУЖЕНИЕ, НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

ТЫС. ГРН ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 239.54 ОКД

Для схемы № 1 и № 2:

Округляем до 2, тогда Н_г = м.

Таким образом, наклонная длина горизонта для схемы №1 и схемы №2 составляет 1300 м.

4. Определение объемов основных видов работ при разработки угольного пласта

4.1 Определение объемов проведения горных выработок

После определения оптимальных размеров частей шахтного поля касательно принятых в разделе 1 технологических схем нужно определить объем основных видов работ. К ним при выборе оптимальных технологических схем разработки угольных пластов чаще всего принимают объемы на проведение горных выработок, их поддержку и транспорт полезных ископаемых. При этом следует пользоваться рекомендациями изложенными в учебниках [6, 8-11] и монографии [12].

При определение объемов проведения выработки в первую очередь нужно на эскизах избранных раньше технологических схем указать их оптимальные геометрические параметры согласно с выполненными в предыдущих разделах расчетами (длина лавы, наклонной длина горизонта, и др.).

После этого относительно каждой технологической схемы следует определять объемы работ на проведение отдельных выработок, сооружения камер и тому подобное. При этом необходимо разделить все выработки на однородные за функциями и условиями проведения группы. Для погоризонтной подготовки нужно отдельно определить количество участковых уклонов (ходков), магистральных штреков откаточных и вспомогательных, центральных ходков (уклонов) и др.

При определении групп выработок следует помнить, что их конкретное количество и название зависят от особенностей принятой технологической схемы разработки пластов.

После определения этих групп следует рассчитать как длину каждой отдельной выработки так и их общую длину по группе.

Для погоризонтной подготовки нужно рассчитать длину участковых уклонов и магистральных штреков.

Длина магистральных штреков равняется длине шахтного поля по простиранию, а длина участкового уклона - длине горизонта по падению.

Для схемы №1:

Суммарная длина участковых уклонов составляет:

, м.

Суммарная длина главного, вентиляционного и дренажного штреков:

, м.

Суммарная длина главных уклонов составляет:

, м.

Для схемы №2:

Суммарная длина участковых уклонов составляет:

, м.

Суммарная длина главного, вентиляционного и дренажного штреков:

, м.

Суммарная длина главных уклонов составляет:

, м.

4.2 Определение объемов поддержки горных выработок

В этом подразделе рассматриваются методы расчета сроков поддержки горных выработок и общий объем соответствующих работ.

Срок поддержки выработки определяется сроком ее существования, который зависит от сроков выработки выемочных полей, горизонтов.

Срок отработки выемочного поля следует рассчитывать за формулой:

год

где: L_в.с. - длина выемочного поля соответственно, год.

Если в горизонте работают две лавы, то величину t нужно уменьшить вдвое.

Срок отработки горизонта

год.

Зная сроки отработки участков шахтного поля можно рассчитать и сроки существования горных выработок, при этом следует учитывать возможность повторного использования выработок. Так, если транспортный уклон, используемый повторно в качестве вентиляционного, который погашается при отработки смежной лавы, то общий срок их существования увеличивается в полтора разы. Если эта выработки погашается после полной отработки смежной лавы, то общий срок ее существования удвоится. Если выработка изменяет свою длину непрерывно, то срок ее действия уменьшается вдвое.

Все эти особенности существования выработки следует учитывать при определении сроков их действия. Объем работ на поддержку выработки, который учитывается при определении соответствующих расходов следует рассчитывать путем умножения срока действия выработки на ее длину.

Для схемы №1:

Для вентиляционного ходка первого столба, который погашается вслед за лавой, объем работ на поддержание составляет:

 мгод.

Для транспортного уклона, который используется повторно и погашается вслед за лавой:

мгод.

мгод.

Объем поддержание главных уклонов:

мгод.

Для схемы №2:

Для участковых выработок:

мгод.

Объем поддержание главных уклонов:

мгод.

4.3 Определение объемов работ по транспортировке угля по горным выработка

Объемы транспортировки угля по горным выработкам определяются путем перемножения длины транспортировки на объем груза.

Для расчета этих объемов нужно на технологических схемах пометить маршруты транспортировки угля с указанием объемов грузопотока и длины транспортировки.

Если длина транспортировки постоянно изменяется, то нужно в расчетах уменьшить ее вдвое. Это имеет место при транспортировке угля по участковым выработкам, при транспортировке по уклонам следует рассчитать объем транспортировки по формуле:

т·м.

где: n^/_сті - количество столбов, которые отрабатываются (отработаны) выше места загрузки уклонного конвейера;

Z_cт - промышленные запасы угля в ярусе, т.

Для схемы №1 и схемы №2:

Объемов работ по транспортировке угля по транспортному уклону определяется по формуле:

, т·м.

Промышленные запасы угля в ярусе:

, т.

5. Составление экономико-математической модели технологических схем добычи угля

В общем виде экономико-математическая модель технологической схемы разработки пласта имеет вид:

год/т

где: ?К - суммарные расходы на проведение горных выработок и приобретения оборудования, грн.;

?R - суммарные расходы на поддерержание горных выработок, грн.;

?G - суммарные расходы на транспортировку угля, грн.;

С _о.в. - расходы на добычу 1 т уголь в очистительном забое, грн.;

С_в - удельные расходы на проветривание горных выработок, грн./т;

С_у.п. - удельные расходы на содержание условно постоянного штата работающих, грн./т;

Ен - коэффициент эффективности капитальных вложений (0,15);

?К_пр - приведенные капитальные расходы, грн.;

А _р - годовая добыча угля из панели, т;

Z_n - промышленные запасы угля в панели, т.

При определенной ?К следует учитывать только те расходы, которые финансируются за счет как капитальных вложений, так и собственных эксплуатационных расходов. При определении ?К_пр. учитывать только капитальные расходы, которые привлекаются за счет средств инвесторов, кредитов банков, государственной поддержки.



где: ?К_пер. - суммарные первичные капитальные расходы за срок подготовки пласта к выниманию угля, грн.;

Е_н.п. - коэффициент приведения разночасовых расходов (0,1);

t_под - срок подготовки пласта к выниманию, год;

К_ін. - суммарные будущие капитальные расходы;

t_і - срок вложения будущих капитальных расходы, год.

При расчетах по формулам следует учитывать только те составляющие, которые имеют место для конкретной технологической схемы. Потому вид этих формул может изменяться в соответствии с особенностями технологических схем.

После записи экономико-математической модели в общем виде следует расписать модели отдельных составляющих расходов в соответствии с каждой раньше выбранной технологической схемой.

Для заданных технологических схем и условий их реализации составить экономико-математическую модель расходов. Мощность пласта составляет 1,1 м, угол падения 3 град., удельный вес угля 1,5 т/м³. Суточная добыча угля из одной лавы по схеме №1 составляет 1541 т, для схемы №2 1660 т. Размер шахты по простиранию 5600 м, по падению 2400 м.

К рассмотрению приняты две технологических схемы: погоризонтная подготовка пласта с полосами по восстанию, с проведением вентиляционной выработки позади очистного забоя, механизированный комплекс МКД-90; погоризонтнаяподготовка пласта длинными столбами по восстанию с повторным использованием транспортной выработки в качестве вентиляционной, механизированный комплекс МКД-90, длина лавы 130 м.

Эскизы технологических схем показаны на рисунках (приведенных в разделе №1).

Примем, в обеих схемах нагрузки на лаву одинаковой при одинаковых механизированных комплексах. Поэтому расходы на добычу 1 т уголь в лаве можно не учитывать. Примем также, что все расходы на проведение выработок и приобретения оборудования осуществляются за счет оборотных средств. Вследствие этого можно не учитывать приведенные капитальные расходы.

В итоге обобщена ЕММ будет иметь вид:

Согласно с схемой следует относить все расходы на промышленные запасы горизонта. Вследствие этого объемы работы и расходов нужно определять в пределах горизонта.

Определим расходы по каждой составляющей.

Расходы на проведение состоят из расходов на проведение конвейерного, вентиляционного и дренажного штреков, главных уклонов, выемочного уклона и ходка.

Затраты на проведение штреков для схем №1 и №2:

- конвейерного штрека:

, грн.

- вентиляционного штрека:

, грн.

- дренажного штрека:

, грн.

Суммарные затраты на проведение штреков составят:

, грн.

Так как затраты на проведение 1 м конвейерного, вентиляционного и дренажного штреков одинаковы упрощаем формулу:

, грн.

Затраты на проведение главного и вспомогательного уклонов для схем №1 и №2:

- главного уклона:

, грн.

- вспомогательного уклона:

, грн.

Так как затраты на проведение 1 м главного и вспомогательного уклонов одинаковы упрощаем формулу:

, грн.

Суммарные затраты на проведение транспортного уклона и ходка для схем №1:

, грн.

Суммарные затраты на проведение транспортного уклона и ходка для схем №2:

, грн.

Суммарные затраты на проведение разрезных печей:

, грн.

Суммарные расходы на проведение выработки:

, грн.

Затраты на поддержание горных выработок:

Для схемы №1:

Для вент. ходка, который погашается вслед за лавой, затраты на поддержание составляет:

грн.

Для транспортного уклона, который используется повторно и погашается вслед за лавой:

грн.

грн.

Так как затраты на поддержание 1 м транспортного уклона и вент. ходка одинаковы упрощаем формулу:

Затраты на поддержание главных уклонов:

грн.

Суммарные затраты на поддержание выработки:

грн.

Для схемы №2:

Для участковых выработок:

, грн.

Затраты на поддержание главных уклонов:

грн.

Суммарные затраты на поддержание выработки:

, грн.

, грн.

Расходы на транспортировку горной массы.

Для составления модели нужно определить схему транспорта, и промышленные запасы в выемочном столбе и в горизонте:

, т.

, т.

Для схемы №1 и схемы №2:

Затраты на транспортировку угля по транспортному уклону определяется по формуле:

, грн.

Затраты на транспортировку угля по главному штреку определяется по формуле:

грн.

Итоговая модель составляет:

, грн.

В окончательном виде ЕММ имеет вид:

Для схемы №1:

Для схемы №2:

6. Выбор оптимальной технологической схемы

После составления ЕММ для каждой схемы нужно рассчитать с их помощью удельные расходы на отработку запасов угля в границах рассмотренной части шахтного поля. Для этого согласно с приведенным выше примером нужно рассчитать стоимостные показатели и время отработку выемочных полей.

Для схемы №1и №2 время отработки выемочного поля составляет:

, м/год.

, год.

.

По результатам прогноза стоимостных показателей с применением программных модулей было установленный, что:

3813 грн/м; 1468 грн/м; для схемы №1 1336 грн/м, для схемы №2 2671 грн/м; 1060 грн/м; 834 грн/м год; для схемы №1 137 грн/м год, для схемы №2 232 грн/м год; 154 грн/м год; 0,00599 грн/т м; 0,002 грн/м т.

Кучкин О.Ю. ГИ-04-3у

ЗАТРАТЫ НА ПРОВЕДЕНИЕ ПОДГОТОВИТЕЛЬНЫХ ВЫРАБОТОК

ЗА СЧЕТ СРЕДСТВ ЭКСПЛУАТАЦИИ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 3.06.07

1 ¦ X54= 12.50 ¦ X55= 4.00 ¦ X57= 1.00 ¦ X8 = 3.00

¦ X58= 3.00 ¦ X59= 1.00 ¦ X56= 3.00 ¦ X11= 1.05

¦ X10B= 1.00¦ X60B= 1.00¦ X7= 8.00 ¦ X61= 2.00

-----------------------------------------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ СТОИМОСТЬ ПРОВЕДЕНИЯ НАИМЕНОВАНИЕ ВЫРАБОТКИ,

1 М , ГРН ПЛАСТА

----------------------------------------------------------------------------

1 212 Трансп.укл,ходок

Кучкин О.Ю. ГИ-04-3у

ЗАТРАТЫ НА КОНВЕЙЕРНЫЙ ТРАНСПОРТ

ТАБЛИЦА 1 - ИСХОДНЫЕ ДАННЫЕ ДЛЯ КАЖДОГО СОЧЕТАНИЯ ФАКТОРОВ 4.06.07

1 ¦ X31= 4000.00 ¦ X33= 11.00

¦ X34= 48.00 ¦ X32= 5.00

¦ X30B= 360.00 ¦ X35= .04

---------------------------------------------

ТАБЛИЦА 2 - РЕЗУЛЬТАТЫ РАСЧЕТА

N СОЧЕТАНИЯ КАПИТАЛЬНЫЕ ЭКСПЛУАТАЦ. ГЛУБИНА ТРАНСПОРТНЫХ

ФАКТОРОВ ЗАТРАТЫ, ЗАТРАТЫ ВЫРАБОТОК

ТЫС. ГРН ГРН / Т*М*ГОД (ТРАНСПОРТНЫЙ ГОРИЗОНТ)

----------- ---------------------------------------------------------------

1 4109 .00020587 Магистр.штр.

Для схемы № 1:

= 12,3 грн/т

Для схемы № 2:

= 16,5 грн/т

Таким образом, схема №1 считаются лучше схема №2, так как удельные расходы на отработку запасов превышает 10%.

Список источников

угольный пласт шахтный разработка

1. Технологические схемы разработки пластов на угольных шахтах. 4 И, II. - М.: ИГД им. А.А.Скочинского, 1991. - 206с, 412с.

2. КД.12.01, 201-98 Технологические схемы разработки пологих пластов на шахтах Украины. - Донецк; ДонУГИ, 1999. - 320 с.

3. КД 23.05.25/Д Методические положения по разработке проектов подготовки и отработки выемочных полей (участков) новыми механизированными комплексами и проведение выработок новой проходческой техникой. - Донецк: ДонУГИ, 2001. - 39 с.

4. Методические указания к выполнению практических занятий по курсу "Метрология, стандартизация и управление качеством продукции" / Сост. В.Н.Окалелов. - Алчевск: ДГМИ, 1992. - 42 с.

5. Нормативы нагрузки на очистные забои действующих угольных шахт при различных горно-геологических условиях и средствах механизации выемки. - М.: ИГД им. А.А.Скочинского, 1982, 1991. - 70, 48 с.

6. Технология подземной разработки месторождений полезных ископаемых /Под ред.. А.С.Бурчакова. - М.: Недра, 1983. - 487с.

7. Методические указания к лабораторному практикуму "Стоимостные параметры на горные работы" (для студентов специальности 0202) / Сост. Р.А.Фрумкин, В.И.Коробко. - Коммунарск: КГМИ, 1988. - 32с.

8. Бурчаков А.С., Малкин А.С., Устинов Н.И. Проектирование шахт. - М.: Недра, 1985. - 199 с.

9. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. Учебн. пособие для вузов / Савицкий К.Ф., Зборщик М.П., Андрушко В.Ф. - М.: Недра, 1981. - 311 с.

10. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. Учебное пособие для высших учебных заведений / К.Ф.Сапицкий, В.П.Прокофъев, И.Ф.Ярембаш и другие. - Донецк: РВА ДонДТУ, 1999. - 194 с.

11. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых: Учебник для вузов /Бондаренко В.И., Кузьменко А.М., Грядущий Ю.Б. и др. - Днепропетровск: Полиграфист, 2003. - 708 с.

12. Способы вскрытия, подготовки и системы разработки шахтных полей. Под ред.. Б.Ф.Братченко. - М.: Недра, 1985. - 494 с.

13. Руководство по проектированию вентиляции угольных шахт. - Киев: Основа, 1994. - 34 с.

14. Инструкция пользователя пакета программы "Прогноз" для студентов специальности 6.090300.02 и 7.090301.02 Сост. В.И.Павлов - Алчевск: ДГМИ, 1999. - 25 с.

Размещено на Allbest.ru