Выбор и обоснование способов вскрытия и подготовки шахтного поля в заданных горнотехнических условиях

 

Капитальные затраты будущих лет (СПР) рассчитываются по действующим стоимостным параметрам и приводятся к базовому периоду (базовый период - момент сдачи шахты в эксплуатацию) по формуле:

;                                                                                                  (20)

где  С – капиталовложения, рассчитанные по действующим стоимостным параметрам;

Е – нормативный коэффициент приведения, Е =0.08;

t – период отдаления капиталовложений от базового периода, лет.

t = 20 лет;

КПР – коэффициент приведения.

КПР = (1 + Е)t = (1+0,08)20=4,66                                                                              (21)

 

Капитальные затраты будущих лет:

 

1 вариант:

Углубка главного вертикального ствола:

где     b = 3,06;

с1 = 72700; с2 = 5130.

 

 

 

 

Квершлаг:

где     b = 1,34;

.

 

 

 

2 вариант:

Уклон:

где     b = 1,34;

 

 

 

 

Квершлаг:

где     b = 1,34;

 

 

 

 

Расчеты капиталовложений будущих лет сводятся в таблицу 11 по вариантам.

 

Таблица 11

Капитальные затраты будущих лет

 

Наименование выработки	Кол-во выработок	Сечение, м2 (объем) м3	Длина м	Стоимость проведения   1 м (м3), тнг.	Полная стоимость проведения, тыс.тнг	Коэффициент приведения затрат	Стоимость приведенная, тыс.тнг
Первый вариант
Углубка	1	23,7	264	832 299	219,7	4,66	47,1
Квершлаг	3	17,6	1663	114 007	568,8	4,66	122,1
Итого по первому варианту							169,2
Второй вариант
Уклон	1	13,2	1100	102 778	113,1	4,66	24,3
Квершлаг	3	17,6	1663	114 007	568,8	4,66	122,1
Итого по второму варианту							146,4

 

Так как, в первом и втором вариантах предусмотрена одна и та же подготовка шахтного поля(этажная), то объем подготовительных горных выработок по вариантам, будет примерно одинаковым, поэтому затраты на проведение и поддержание подготовительных горных выработок не учитываются.

Затраты на ремонт капитальных горных выработок. На ремонт капитальных горных  выработок ежегодно отчисляется 2.2 % от первоначальной их стоимости. Расчеты затрат на ремонт капитальных горных выработок заносятся в таблицу 12.

 

Таблица 12 

Затраты на ремонт капитальных горных выработок

 

Наименование выработки	Первоначальная стоимость выработки, тыс.тг	Срок службы выработки, лет	Отчисления на ремонт, тнг/год	Общие затраты на ремонт, тыс.тнг
Первый вариант
Гл.верт. ствол до I горизонта	188,5	60	4,147	248,82
Углубка	47,1	30	1,036	31,08
Итого по первому варианту				279,9
Второй вариант
Наклонный ствол	315,7	60	6,945	416,72
Итого по второму варианту				416,72

 

Стоимость подъема полезного ископаемого:

1 вариант:

 

где     – производительность подъема,т/сутки;

- высота подъема, км.

 

 

 

2 вариант:

 

 

где     – нагрузка на данную выработку, т/сутки; А= 7 000 т/сутки;

 – дальность транспортирования, км; L1=0,317 км; L2=0,581 км;

–коэффициент, учитывающий угол наклона выработки:

для уклонов: ;

 – угол наклона  выработки,град.;

a, b, с – эмпирические коэффициенты, которые зависят от типа конвейера.

        Выбирается  конвейер 1ЛУ120 , характеристика которого представлена в таблице 13.

 

Таблица 13

Характеристика конвейера

Тип конвейера	Производительность, т/час	a	b	c
1ЛУ120	1000	154764	7959	8

 

Стоимость транспорта полезного ископаемого

Формула для расчета стоимости транспорта полезного ископаемого ленточными конвейерами, тнг/т,

 

 

 

 

 

Результаты расчетов затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого по каждому варианту сводятся в таблицу 14.

 

Таблица 14

Расчет затрат на транспорт и подъем полезного ископаемого

 

Наименование выработки	Кол-во транспортируемого угля, млн.т	Стоимость транспортирования 1 т тнг.	Суммарные расходы на транспортирование, тыс.тнг.
Первый вариант
Вертикальный ствол с первого горизонта	58,85	37,9	2230,4
Вертикальный ствол со второго горизонта	58,85	52,2	3072,0
Итого по первому варианту			5302,4
Второй вариант
Наклонный ствол	117,5	16,5	2045,0
Уклон	58,85	17,4	971,0
Итого по второму варианту			3016,0

Затраты на водоотлив рассчитываются в том случае, если коэффициент водообильностиω1. Т. к. коэффициент водообильности меньше 1, то затраты на водоотлив не учитываются.

Суммарные затраты по всем статьям сводятся в таблицу 14.

 

Таблица 15

Суммарные затраты

 

Статьи расходов	Величина расходов, тыс.тнг.
	1 вариант	2 вариант
1	2	3
Капитальные вложения на проведение выработок
а) в период строительства шахты	512,8	575,2
б) будущих лет	169,2	146,4
Итого капитальных вложений, тыс.тнг	682,0	721,6
Эксплуатационные расходы на:
а) проведение выработок	-	-
б) поддержание выработок	-	-
в) ремонт капитальных выработок	279,9	416,7
г) транспорт и подъем	5302,4	3016,0
д) водоотлив	-	-
Итого эксплуатационных расходов, тыс. тнг	5582,3	4876,0

 

Выбор рационального варианта вскрытия шахтного поля зависит от соотношения по вариантам капитальных (К1 и К2) и эксплуатационных (Э1 и Э2) затрат, рассчитанных в таблице 16.

Так как,  К1 < К2 , а  Э1 > Э2  , то выбор рационального варианта производится с учетом срока окупаемости капитальных вложений to, который определяется по формуле:

,                                                                                          (22)

где  А – годовая мощность шахты, млн. т; А= 2,1 млн.т;

QПР – промышленные запасы шахтного поля, млн.т; QПР= 117,7 млн.т.

 

to   = = 1

 

Так как to < 8-10 лет, то рациональным является вариант, которому соответствует большее значение капитальных затрат. Поэтому экономически выгоднее применить 2 вариант вскрытия шахтного поля, который предусматривает в качестве главного ствола наклонный ствол, который переходит в квершлаг  I  горизонта.  
ЛИТЕРАТУРА

1. Правила  безопасности в угольных и  сланцевых шахтах. М.: Недра, 1986.

2. Правила  технической эксплуатации угольных  и сланцевых шахт. М.: Недра, 1976.

3. Бурчаков А.С. и др. Проектирование шахт, М.: Недра, 1985.

4. Сапицкий К.Ф. и др. Задачник по подземной разработке угольных месторождений. М.: Недра, 1981.

5.Нормы технологического  проектирования угольных и сланцевых  шахт. М.: МУП СССР, 1985.

6. Машины  и оборудование для угольных  шахт: Справочник./Под редакцией Герасимова В.П. и Хорина В.Н. М.: Недра, 1986.

7. Бурчаков А.С.  и др.  Процессы подземных горных работ. М.: Недра, 1982.

8. Бурчаков А.С, и др. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых. М.: Недра, 1978.

9. Килячков А.П. Технология горного производства: Учебник для вузов. – 3-е изд., перераб. и доп. – М.: Недра, 1985.